常村煤矿N3皮带上山原支护设计评估及优化

李洪涛，吴建星

（1．中国矿业大学矿业学院，江苏 徐州 200108；2．山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿，山西 长治 046104；3．天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013）

·技术经验·

常村煤矿N3皮带上山原支护设计评估及优化

李洪涛1，2，吴建星3

（1．中国矿业大学矿业学院，江苏 徐州 200108；2．山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿，山西 长治 046104；3．天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013）

常村煤矿N3皮带上山由于原支护设计不合理，造成巷道变形量较大，掘进速度较慢等，严重影响巷道及矿井的安全生产。本文在对N3皮带上山充分调查现场资料的基础上，依据强力一次支护原则，采用理论分析、数值模拟手段并结合现场经验提出了优化方案，并进行了表面位移监测，得出两帮最大移近量为16 mm，顶板最大下沉量为14 mm，巷道变形量减小85%，支护效果明显。通过经济效益分析表明，新支护方案每米支护材料费用减少744．48元，成本节约26%，经济效益明显。

锚杆支护；支护评估；高预应力；强力锚杆

支护设计是巷道锚杆支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道的安全具有十分重要的意义［1-2］。支护强度过大时，将会造成支护材料的浪费和掘进速度的降低；支护强度不足时，巷道围岩发生离层破坏及变形，容易发生冒顶事故，影响矿井安全生产。

常村煤矿位于山西省屯留县境内，是潞安集团的一个特大型现代化矿井，主要开采3＃煤层。3＃煤层位于山西组的中下部，总厚度为5．7～6．47 m，平均厚度6．42 m：含夹矸1层，平均厚度0．2 m，属结构简单至较简单煤层。N3皮带上山采用锚杆支护，原始支护设计应用于现场施工后，出现一些影响巷道安全高效快速生产的问题，必须对支护设计进行优化。

1 现场生产与地质条件

试验地点为N3皮带上山，主要用于N3采区辅助运输及进风行人，沿3＃煤层底板掘进，东至采区边界，南临N3采区新设计的N3采区轨道上山（未掘），西接N翼皮带巷，北临N3采区1＃回风上山（正在掘进）。设计长度1 641 m，N3皮带上山与N3轨道上山及N3采区1＃回风上山之间净煤柱均为50 m。巷道布置平面图见图1。3＃煤层平均厚度为6．42 m，直接顶为平均1．15 m的泥岩，老顶为3．43 m的中砂岩，直接底板为平均0．95 m的细砂岩。煤层顶底板综合柱状图见图2。

图1 常村煤矿N3皮带上山布置示意图

图2 顶板综合柱状图

N3皮带上山总的构造形态为背斜构造，呈东西走向，从开口处到1 098 m处，可能会揭露KF4断层，该断层预计落差为0～4 m，同时在施工中还将会受到煤质松软、瓦斯、煤尘、顶板淋水影响。

2 原始支护方案

N3皮带上山采用矩形断面掘进，掘进断面为5．0 m×3．2 m，净断面16 m2，已掘进800余m，已掘进巷道采用的支护方式为让压锚杆支护。支护方案由矿方采用类比法进行确定，具体支护参数如下：锚杆型号NMG-2224，杆体材质为500＃钢，长度2．4 m，锚杆间距900 mm，排距1 000 mm。顶锚杆采用2支CK2350锚固剂锚固，除顶角锚杆安设角度与垂线成20°外偏角，其它顶锚杆均垂直安设；帮锚杆采用2支规格为Z2350中速树脂锚固剂锚固，除帮角锚杆与垂线成10°外偏角打设，其它帮锚杆垂直煤墙打设。采用双钢筋托梁护顶护帮，规格分别为：d16×4 800× 130-900（mm）和d14×2 900×120-900（mm）。锚杆预紧扭矩要求300 Nm。同时，五花锚索对巷道顶板进行支护，采用直径为17．8 mm，长度为8 300 mm的锚索，锚索间距2 100 mm，排距1 000 mm。锚索初始预紧力为100 kN。初始支护图见图3。

图3 N3皮带上山原始支护方案

3 初始支护评估分析

3．1 原支护参数评估

对常村煤矿N3皮带上山原支护情况进行评估，发现存在以下不足：

1）支护设计中，仅依靠工程类比法和经验来设计，支护参数缺乏科学依据。

2）现井下锚杆采用的是500＃钢材，锚杆杆体强度相对较大，但对锚杆钢材的冲击吸收功参数不明。建议采用的锚杆钢材的冲击吸收功要大于40 J。

3）现在采用的为d17．8 mm的锚索，延伸率4%。由于钻孔直径为d28 mm，因此，锚索存在“三径”不匹配的问题，而且由于锚索强度较小，延伸率较低，强度与锚杆强度不匹配。

4）锚索五花布置，锚索打设过密。由于锚索长度较大，为8．3 m，影响施工速度。

5）现采用的为双钢筋梯梁，由于钢筋梯梁的护顶护帮面积较小，应力传递能力较差，施加较大的预紧力后梯梁的双筋容易压入到煤体中，破坏煤体，且强度与500＃钢锚杆不相匹配。

6）角锚杆形成的有效压应力区与中部锚杆形成的有效压应力区逐步分离，叠加区域越来越小。当顶板角锚杆角度达到15°，两个压应力区明显分离，帮部底角锚杆下倾，煤粉排出困难，锚杆容易失效。

3．2 原始支护效果分析

采用原支护方案时，现场施工中发生巷道两帮移近最大量为436 mm，顶板最大下沉量为38 mm，并且部分锚杆及锚索发生破断。其原因主要为：

1）原支护设计中存在以上不足，只简单通过提高支护密度及材料强度来提高支护强度，不重视提高支护刚度，造成巷道产生变形及破坏。

2）原支护中采用的锚杆冲击吸收功不足，造成锚杆发生冲击破坏，发生支护失效，引起巷道发生变

形破坏。

4 支护方案优化

4．1 优化原则及依据

针对原支护方案中存在的不足，首先进行了地质力学参数测试，在地质力学参数测试结果及现场地质与生产条件的基础上，依据高预应力强力一次支护理论，经过数值计算并结合工程实践，提出初始支护设计，并对其进行矿压监测，对支护参数进行验证和调整。

4．2 优化后支护方案

锚杆杆体材质为SMG 500＃钢，直径为22 mm，长度2．4 m，冲击吸收功不低于40 J，顶帮锚杆间距分别为1 100 mm和1 200 mm，排距均1 000 mm。锚杆使用1支K2335和1支Z2360的树脂锚固剂进行锚固。顶锚杆垂直顶板打设，帮锚杆垂直巷帮打设。采用W钢带护顶，规格为：W280×4×4800-1100-5，W钢护板护帮，规格为：W280×4×450。锚杆预紧扭矩均要求400 Nm。同时，每两排锚杆打设两根强力锚索对顶板进行补强加固，锚索间距为2 200 mm，排距为1 800 mm。锚杆材料为22 mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6 300 mm，钻孔直径30 mm，采用1支K2335和2支Z2360树脂药卷锚固。锚索预紧力为250 kN。优化后支护参数见图4。

4．3 优化后支护效果

采用优化方案后，巷道表面位移监测曲线见图5。

从监测结果得出，两帮最大移近量为16 mm，顶板最大下沉量为14 mm，巷道变形量减小85%，支护效果非常明显。此外，巷道中未发生锚杆锚索破断现象。主要原因为：1）高预应力强力支护系统在提高支护强度的同时施加较高预紧力，并采用护表构件将预应力扩散到围岩中，提高了整个支护系统的刚度，发挥了锚杆锚索主动支护作用，防止离层破碎的发生，保证围岩的完整性。2）支护材料中锚杆具有较大冲击吸收功，有效减少了锚杆破断现象的发生；同时采用的强力锚索延伸率较大，强度较高，防止了锚索发生破断。

图5 N3皮带上山优化后表面位移监测曲线

5 经济社会效益对比分析

1）由于优化后，每排锚杆打设减小3根，锚索打设减小1．5根，将会产生直接经济效益。通过支护材料核算，原设计支护形式每米巷道支护材料费用为2 880．14元，而优化后支护形式每米巷道支护材料费用为2 135．66元，与原设计支护形式相比，每米支护材料费用减少744．48元，成本节约26%。

2）采用优化支护系统后，显著提高了支护系统的强度与刚度，在保证巷道安全前提下，减少了锚杆支护密度，提高了掘进速度，不但产生了巨大的经济效益，同时也带来了明显的社会效益。主要表现在以下两个方面：a）显著提高了掘进速度，有利于矿井实现高产高效。b）通过提高支护强度和刚度，有效控制围岩的变形，显著提高了巷道支护的可靠性，从而大大降低了锚杆支护发生冒顶事故的可能性，提高了工人作业环境的安全性。c）优化采用的方法、支护理论及技术等同时适用于其他类似条件的巷道支护，具有较大的推广应用前景。

6 主要结论

1）常村煤矿N3皮带上山原支护方案采用类比法进行设计，只简单增加支护强度和密度，未增加支护刚度，产生巷道变形，锚杆锚索破断，掘进速度低下，严重影响矿井的安全高效生产。

2）依据优化原则对N3皮带上山支护进行优化，优化方案在保证巷道安全的前提下，通过增加支护系

统刚度来降低支护密度，提高支护效果。

3）支护方案优化后进行了矿压监测，结果显示，两帮最大移近量为16 mm，顶板最大下沉量为14 mm，巷道变形减小85%。表明优化后的强力一次支护系统能够有效控制巷道变形。

4）优化后的强力一次支护系统与原让压支护系统相比，经济效益明显，支护材料成本节约26%，同时具有显著的社会效益和广阔的推广应用前景。

［1］康红普，姜铁明，高富强．预应力锚杆支护参数的设计［J］．煤炭学报，2008，33（7）：721-726．

［2］吴拥政．锚杆杆体的受力状态及支护作用研究［D］．北京：煤炭科学研究总院硕士学位论文，2009．

［3］康红普，林 健，吴拥政．全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用［J］．煤炭学报，2009，34（9）：1153-1159．

［4］康红普，王金华．煤巷锚杆支护理论与成套技术［M］．北京：煤炭工业出版社，2007：152-155．

［5］吴拥政．强动压下回采巷道高预紧力强力锚杆支护技术研究［J］．煤炭科学技术，2010，38（3）：12-15．

［6］吴建星．锚杆托板的力学性能研究［D］．北京：煤炭科学研究总院硕士学位论文，2009．

［7］司林坡．全景钻孔窥视仪在水压致裂法地应力测试中的应用［J］．煤矿开采，2011，16（2）：97-101．

Evaluation and Optimization on Original Supporting Design of N3 Belt Rise Heading in Changcun Coal Mine

Li Hong-tao，Wu Jian-xing

The original supporting design of N3 belt rise heading in Changcun coal mine was unreasonable，caused larger deformation of roadway，slower driving speed and etc．，seriously affected production safety of the roadway and the coal mine．In this paper，based on adequately surveying field data of the N3 belt rise heading and according to the high strength first supporting principles，using theoretical analysis，numerical simulation and combined with on-site experience，puts forward the optimization program and carries out surface displacement monitoring，obtains the maximum convergence displacement between two sides is16mm，the roof subsidence is14mm，the roadway deformation reduced 85%．Supporting effect was very obvious．Through analyzing the economic benefits shows that the new support program per meter supporting material costs decreased 744．48 yuan，saves costs26%．The new support program has obvious economic benefits．

Bolt support；Supporting evaluation；High pretensioned stress；High strength bolt

TD353+．6

B

1672-0652（2013）05-0011-04

2013-03-06

李洪涛（1981—），男，吉林洮南人，2010年中国矿业大学在职硕士研究生，工程师，主要从事井下生产技术管理工作（E-mail）308196472＠qq．com