某矿5#煤层软岩巷道锚杆锚索联合支护方案

高慧琪

(霍州煤电集团吕临能化有限公司)

软岩巷道变形较大，故而对该类巷道帮部进行支护设计时应着重体现高强原则[1-2]。无论被动支护形式的金属棚子支架支护还是锚网索支护，其实质均是对浅表围岩提供径向约束力，该约束力大小直接决定浅表层围岩的强度，对锚网索而言，该约束力即为预紧力，预紧力越高，浅表层围岩增阻越快，围岩破坏深度越小，支护结构承担的载荷越越小，支护结构越稳定[3-6]。因此，高强原则不仅体现在支护材料的强度高，最重要的是锚杆的预紧力也应维持在较高水平。此外，软岩巷道变形以高应力造成的围岩强度弱化为特征，因此，围岩塑性区半径较其他类型巷道大，故须增大支护体控制的围岩范围，方可确保支护体与围岩更好地耦合[7-11]。为对软岩巷道围岩进行有效支护，确保软岩巷道安全掘进和回采，本研究结合某矿软岩巷道实例，对该类巷道的支护方案进行设计。

1　工程概况

1.1　煤层概况

某矿所属的井田内赋存有二叠系下统山西组与石炭系上统太原组2个煤系层组。该井田可采煤层有3层，分别为3#、5#、11#煤层，3#煤层已开采完毕，11#煤层受奥灰水威胁严重，故暂不开采。矿区现主要开采5#煤层。该煤层局部有泥岩伪顶，厚0.5～1 m，其上有一层煤线与直接顶相隔，煤线厚0.05～0.12 m，一般为0.1 m，伪顶不稳定，随采随落。5#煤层直接顶板按岩性特征可分为3类：①泥岩、砂质泥岩顶板，厚1.5～3.5 m，平均为2.7 m，成分以黏土矿物为主，岩性致密，含植物叶化石；②粉砂岩顶板，厚2～6 m，平均为4.3 m；③河漫相细粒砂岩顶板与河床相中粒砂岩顶板，中厚—厚层状，厚3 ～15 m，平均为7.7 m，同时也是5#煤层老顶，与煤层呈冲刷接触，岩性成分以石英为主，次为长石与岩屑，粒度以细粒、中粒为主，局部为粗粒，以泥质胶结为主，含泥岩包体、黄铁矿结核及云母片，呈现斜层理，岩性致密坚硬，不易冒落，局部见中粒砂岩中夹有薄层细粒砂岩及粉砂岩，其中，中粒砂岩、粗粒砂岩均与煤层呈冲刷接触，据钻孔取样测试，中粒砂岩抗压强度为47.6～59.3 MPa。5#煤层直接底板岩性为灰色泥岩，厚0.4～5 m，岩性较软，可塑性较强，遇水有膨胀现象，该煤层已掘进的巷道均见有底鼓现象，极易造成巷道变形。该矿北二5#煤层胶带输送机下山沿5#煤层顶板掘进，煤层底板标高167 ～191.5 m，厚0.5～4.05 m，平均为3.45 m；煤层整体呈倾角约3°的单斜构造，沿煤层走向有缓起伏，含少量小断层构造。

1.2　软岩巷道变形破坏特征

根据该矿5#煤层巷道变形破坏的实际情况以及巷道矿压监测数据，本研究分析认为该煤层软岩巷道变形破坏具有如下特征。

(1)软岩巷道变形量大，帮部变形、底鼓现象严重。北采区2516回风巷帮鼓最严重时接近1 000 mm，底鼓量达到了800 mm。近年来，随着矿井的机械化水平不断提高，设备几何尺寸一般较大，回采巷道围岩强烈变形造成设备无法检修、人员无法行走，安全隐患显著，导致频繁进行停产返修，南一上山采区、北采区内5#煤层综采工作面顺槽发生的强烈变形已经严重制约了井下安全生产。由于矿井掘进巷道一般以矩形煤巷居多，从巷道变形特征分析，虽然发生过少数冒顶事故，但是冒顶事故发生前必然伴随着巷道帮部及底部的强烈变形。北二采区5#煤层集中巷受到强烈采动影响后，巷道帮部变形明显引起了底部强烈底鼓，导致巷道无法满足生产要求，并在巷道返修过程中发生了冒顶事故。

(2)巷道的不同应力环境对围岩变形影响较大，构造应力区和煤柱应力集中区域围岩变形剧烈。矿井自建成投产以来，在生产过程中，不断受到构造应力及采动支承应力集中的困扰。受F1大断层影响，井田基本为东高西低的单斜构造，自开采至今，揭露的断层也近乎都为SN走向。本研究采用钻孔应力解除法对矿井回采区域原岩应力进行了详细测量，结果表明构造应力方向为240°，矿井采掘区域巷道处于明显的区域构造应力场影响下，构造应力显现明显。北采区5#煤层集中巷在掘进期间仅受到了巷道开挖造成的应力重新集中影响，采用锚网索支护的效果较好，经过观测，顶板下沉量最大为50 mm，两帮移近量最大为30 mm。该巷道在受到上方的3#煤层12301综采工作面回采影响后，超前12301综采工作面40 m及后方40.5 m巷道变形量剧增，巷道顶底板最大变形量达到了500 mm，两帮收缩量达到了400 mm，3#煤层采动支承压力通过3#、5#煤层之间的围岩扩展传播至5#煤层集中巷。由于北采区5#煤层集中巷冒顶区域上方另一3#煤层综采工作面支承压力与12301综采工作面支承压力的叠加作用，造成了冒顶事故。

2　软岩巷道支护方案

根据该矿北二5#煤层胶带输送机下山的实际工程地质条件，可知该煤层软岩巷道围岩自稳性差，棚式金属支架支护作为一种被动支护形式，支护效果不理想且支护成本较大，本研究认为该矿井的软岩巷道支护应以锚网索支护为核心[12-15]。

2.1　锚杆、锚索支护参数确定

2.1.1锚杆支护参数

锚杆参数包括杆体长度、直径、间排距、预紧力等，巷道帮部采用全长锚固锚杆支护，其预紧力扭矩为250 N·m。

2.1.1.1锚杆长度

锚杆长度按照悬吊理论取值，计算公式为[16]

Lg=Lp+L1+L2，

(1)

式中，Lg为锚杆长度，m；Lp为锚杆有效长度，一般取2.5 m；L1为锚杆外露长度，取决于锚杆类型和锚固方式，一般取0.2 m；L2为锚杆锚固长度，端部锚固一般取0.3～0.5 m，本研究取0.5 m。

经计算，本研究巷道帮部锚杆长度为3.2 m，留有一定富余后实际取3.5 m。

2.1.1.2锚杆直径

锚杆直径可按杆体承载力与锚固力等强度原则进行计算，公式为

Dg=1.13{T/[σ]}1/2，

(2)

式中，Dg为锚杆直径，mm；T为锚杆拉拔力，90 kN；σ为杆体材料的许用强度，240 MPa。

经计算，金属锚杆直径取22 mm较为适宜。

2.1.1.3锚杆间排距

锚杆间排距的计算公式为[17]

(3)

式中，a为锚杆间排距，m；Q为锚杆设计锚固力，90 kN；γ为不稳定岩层的平均重力密度，25 kN/m3；K为安全系数，取2。

经计算，a=0.85 m，本研究取0.8 m。

2.1.2锚索支护参数

2.1.2.1锚索长度

锚索长度可按下式计算[18]

Ls=L1+Lb+Lm，

(4)

式中，Ls为锚索长度，m；L1为锚索外露长度，一般取0.3～0.4 m；Lb为潜在的不稳定岩层高度，m；Lm为锚索锚固长度，一般取1.2～1.5 m。

经计算，Ls=5.7 m，本研究取6 m。

2.1.2.2锚索锚固长度

在综合分析巷道围岩岩性、施工安全系数等因素的基础上，认为树脂锚固最小长度应为1 m，一般取1.2～1.5 m。

2.1.2.3锚索间排距

锚索间排距选取应结合锚索预紧力而定，以与锚杆形成稳定的骨架网状预应力结构为取值标准。

2.1.2.4锚索预应力

根据我国煤矿巷道施工条件、现有锚索规格及张拉设备能力[19]，确定锚索预紧力一般应为其极限强度的40%～80%。巷道顶部采用高强度小孔径全锚索支护，锚索直径为17.8 mm，锚索预紧力大于135 kN，锚索预紧力通过锚索张拉机具施加。

2.2　锚杆布置方式与参数设计

巷道采用锚杆、索联合支护方案，锚杆布置方式及具体参数取值见图1。其中，巷道顶部和帮部配合高强护表构件，采用高强度金属网护表[20-21]。

图1　软岩巷道锚杆、锚索联合支护方案(单位：mm)

2.3　支护施工工艺

巷道顶板采用小孔径高强预应力锚索支护，锚索型号为φ17.8 mm×6 000 mm，材质为1860钢绞线，锚索间排距为1 100×800 mm。顶角锚索向外扎角15°左右，每根锚索孔使用1支K2370型和1支Z2370型树脂锚固剂，锚索预紧力不宜小于135 kN。

帮部采用自旋锚杆支护，以提高浅部围岩的整体稳定性。帮部锚杆均采用φ22 mm×3 500 mm全长自旋锚杆，锚杆间排距为800 mm×800 mm。锚杆垫板规格为110 mm×300 mm(长×宽)铸铁。帮角锚杆向下扎角约15°。

巷道顶部和帮部采用高强度金属网护表，同时垂直于巷道轴向布置高强度高凸钢带和槽钢，有利于提高支护体的整体强度，充分发挥锚网索的整体支护效果。

巷道顶部铺设900 mm×1 800 mm冷拔丝网，帮部铺设900 mm×1 500 mm冷拔丝网，冷拔丝直径为0.55 mm，网孔规格为50 mm×50 mm，网间搭接100 mm，每200 mm联接一次，使用双股14#铁丝双排联接。巷道顶部配合锚索使用4 500 mm 长高凸钢带，帮部使用2 800 mm长14#槽钢支护。

3　巷道支护效果数值模拟分析

3.1　模型构建

北二采区5#煤层胶带输送机下山沿5#煤层顶板掘进，煤层底板标高167～191.5 m，煤层厚度0.5～4.05 m，平均为3.45 m。5#煤层整体呈倾角约3°的单斜构造，沿煤层走向有缓起伏，含少量小断层构造。本研究利用FLAC二维数值分析软件构建的模型规格为100 m×60 m(长×高)，煤层厚度3.5 m，煤层上边界埋深630 m，在模型上边界施加垂直方向的等效载荷，模型底部设置固定边界条件，侧面设置支承边界条件，整个模型水平应力与垂直应力之比为1∶1。巷道断面形状为矩形，布置于5#煤层中。模型各煤岩层中物理力学参数见表1。

表1　模型各煤岩层物理力学参数

3.2　数值模拟分析

3.2.1不同锚杆长度条件下巷道围岩稳定性分析

巷道原支护方式采用2 500 mm长自旋锚杆，在受到工作面回采影响时，巷道两帮强烈内移，顶底板下沉严重，大量锚杆断裂和被拉出，造成锚杆支护失效，因此加大锚杆长度，以达到提高帮部支护强度的目的，确保巷道支护的整体性。

本研究对采用长度分别为2 500，3 500 m自旋锚杆支护的巷道变形进行了数值模拟，巷道围岩变形量如图2所示。分析图2可知：当自旋锚杆长度为2 500 m时，巷道顶板、底板均出现了明显位移，严重程度使得巷道断面面积缩小了约1/3。具体来讲，巷道顶板最大下沉量达到190 mm，帮部最大内移量约为110 mm，底板最大鼓起量达130 mm(图2(a))，可见，采用2 500 mm长锚杆进行支护，效果不佳；当自旋锚杆长度为3 500 mm时，巷道顶板最大下沉量达到120 mm，帮部最大内移量约为55 mm，底板最大鼓起量达100 mm(图2(b))。可见，随着锚杆长度增加，巷道围岩变形量大幅减小，其中巷道顶板最大下沉量减小了37%，帮部最大内移量减小50%，底板最大鼓起量减小了23%。

图2　不同长度锚杆支护时的巷道围岩变形量

比较2种支护参数下巷道围岩应力分布特征(图3)可知，3 500 mm长锚杆的应力峰值小于2 500 mm 长锚杆，并且采用3 500 mm长锚杆支护后的围岩塑性区深度较2 500 mm长锚杆浅。可见，锚杆长度增大能够有效改善巷道围岩受力情况，特别是浅部围岩的受力情况。

比较3 500 mm长锚杆与3 500 mm长锚索支护时巷道围岩应力分布及位移量(图2(b)、图3(b)、图4、图5)可知，由于锚杆与锚索的结构不同，锚索为可允许在其切向上运动，因此，用高强锚索代替巷道顶部锚杆对巷道顶板进行支护后，巷道顶板最大下沉量约为100 mm，帮部最大内移量约为40 mm，巷道围岩变形控制效果较显著，巷道围岩应力峰值得以大幅降低，巷道顶板围岩稳定性得到了有效控制。

3.2.2不同锚杆间排距下巷道围岩稳定性分析

锚杆(索)间排距对巷道围岩稳定性控制至关重要，若锚杆间排距过大则会导致梁间的岩石无法有效贴紧顶板，形成弱面，该区域围岩一旦发生破坏，将会导致整个支护机构失稳。因此，增加锚杆数量，有助于提高巷道锚杆支护的效果。本研究分别模拟分析了不同排距时巷道围岩变形的影响，以确定适宜的锚杆(索)排距。由锚杆(索)间排距为800 mm(新支护)、1 000 mm(原支护)时巷道围岩变形量(图6)可知：锚杆(索)间排距为800，1 000 mm 时，巷道围岩的最大变形量分别为111，116 mm，相差较小，巷道围岩应力分布峰值随锚杆(索)间排距增加而增大。可见，巷道围岩应力状态随锚杆(索)间距发生变化，更确切的说是呈正相关关系。为进一步检验不同排距对巷道变形的影响，在北二5#煤层胶带输送机下山，按上述2种锚杆(索)间排距，分别选取40 m长巷道进行了试验，综合考虑支护成本、支护效果等因素，本研究认为北二5#煤层胶带输送机下山合理的锚杆(索)间排距为800 mm。

图4　3 500 mm长锚索支护围岩应力分布特征

图5　3 500 mm长锚索支护围岩位移分布特征

综合分析图6、图7可知：运用新支护参数(锚杆(索)间排距为800 mm)后软岩巷道变形量得到了有效控制，高强度小孔径全锚索支护能够使得巷道顶板应力降至1～6 MPa，顶部最大变形量为40 mm；巷道左侧帮部最大位移为90 mm，巷道右侧帮部最大位移为60mm，两帮最大应力达19MPa，深度为3～4 m，明显改善了巷道两帮浅部围岩的受力状态，使得巷道两帮围岩变形得到了有效控制；相对于原支护参数(锚杆(索)间排距为1 000 mm)，软岩巷道变形量明显降低，支护效果明显改善。

图6　不同锚杆(索)间排距时巷道围岩位移分布特征

图7　不同锚杆(索)间排距时巷道围岩应力分布特征

4　结　语

以某矿5#煤层软岩巷道为例，设计了锚杆、锚索联合支护方案，并对支护参数进行了计算。运用FLAC软件对采用不同支护参数条件下的巷道变形及应力分布特征进行了分析，进一步确定了合理的支护参数，对于类似矿山软岩巷道支护方案设计有一定的借鉴意义。

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