唐安煤矿3409工作面巷道支护技术的优化研究

和勇中

（山西兰花科技创业股份有限公司唐安煤矿分公司，山西高平 048400）

唐安煤矿3409工作面巷道支护技术的优化研究

和勇中

（山西兰花科技创业股份有限公司唐安煤矿分公司，山西高平 048400）

针对唐安煤矿3409工作面巷道支护特点及效果，对其巷道支护设计进行优化研究，并通过现场应用，得到了较好的经验及经济效果，为类似情况的巷道支护设计提供参考。

支护技术；回采巷道；3409工作面

目前，在各矿井中所应用的支护理论和方法有很多，如组合梁和悬吊理论、围岩松动圈理论等[1-3]。但根据不同的矿井条件，必须设计一套最为合适的支护方案[4]。目前3409工作面的巷道支护投入过高，虽然很好的维护了顶板，但却增加了很多不必要的辅助支护。分析其原因主要是对巷道顶板岩石岩性判断不够准确，对顶板岩层的运动规律不够了解，造成了现场应用存在一定的盲目性。

1 巷道围岩地质力学参数

通过对现场取回的岩样，进行实验室试验，获取唐安煤矿3409工作面3号煤层的顶板岩层的抗压与抗拉强度、容重、内摩擦角、泊松比、内聚力、弹性模量等物理力学参数，如表1所示。结合钻孔的数据得到3409工作面回采巷道顶板的综合柱状图，见图1。表1为3409工作面回采巷道锚杆支护提供基础数据。

2 3409工作面回采巷道地压特征

3409工作面的回采巷道沿煤层顶板掘进。3号煤层厚度5.58～6.67 m，平均6.09 m。所采3号煤层的结构相对简单，一般不含有煤矸石，局部会含有一层的煤矸石。顶板由下到上依次为：浅部为厚度在0.5 m到12.96 m的泥岩，平均厚度为7.1 m，呈灰黑色，泥质构造，抗拉强度为3.91 MPa，抗压强度为35.09 MPa；其上石灰岩厚度平均为1.6 m，深灰色，含海相动物化石，标志明显，抗压强度95.67 MPa，抗拉强度9.11 MPa；再上砂质泥岩厚度平均4.2 m，呈灰黑色，薄层状构造，抗压强度47.56 MPa，抗拉强度4.16 MPa；3号煤层埋藏平均约为575 m左右。3409工作面回采巷道支护，顺槽断面呈矩形，宽4.5 m，高3.3 m。

由于节理裂隙的存在，因此必须考虑其对3号煤层的影响，即普氏系数fm取0.9，摩擦角θm= tan-1fm=41.99°。

式中：c为片帮区域的最大深度，m；h为巷道断面高度，m。

根据自然平衡拱高度计算不稳定岩层高度为：

式中：hg为顶板自然平衡拱高度，m；a为巷道掘进宽度之半，m；fd为顶板普氏系数。考虑顶板节理裂隙影响，取顶板加权普氏系数fd=1.5，计算得顶板自然平衡拱高度为2.53 m。

式中：Qd为巷道顶压，kN/m；γd为顶板岩石容重，取26 kN/m3。计算得顶压为335.1 kN/m。

巷道侧部压力:式中：Qc为巷道侧压，kN/m；h为巷道断面高度，m；γm为煤的容重，取13.8 kN/m3；b为顶板自然平衡拱高度，m。计算得巷帮侧压为62.5 kN/m。

根据以上关于煤层顶板浅部岩层层理裂纹的分析，可能会有裂纹的破碎或剪切滑移、扩大等现象的发生。回采巷道两帮岩性较软弱，由于巷道两帮大部分是由破碎岩体与裂隙岩体所组成，所以巷道两帮极易发生片帮、垮帮等不利现象。巷道两帮如果出现上述现象，两帮对顶板所起到的支撑作用就会减弱，进而使得巷道顶板变形增大。最终形成“顶板变形→片帮、垮帮→顶板变形加剧→片帮、垮帮加剧”的恶性循环过程。

3 3409工作面回采巷道支护方法

3409工作面回采巷道顶板及两帮的支护应遵守如下三个支护原则：及时支护原则，围岩加固原则，重视流变现象。

根据以上原则，3号煤层工作面顺槽顶板、两帮所采用的支护方法主要参数如下：

3.1 顶板锚杆的支护参数选择

分析顶板的岩性特征，通过运用锚杆的减跨作用、挤压加固拱作用、锚杆锲固作用、组合梁理论、悬吊理论相互结合的方法来对巷道顶板进行支护，并采用锚索补强。

顶板锚杆的长度通过如下方法得出：

式中：l为锚杆长度，m；l1为锚固长度，≥0.3 m；l2为锚杆有效长度，m；l3为锚杆外露长度，取0.1 m。按悬吊理论考虑现有锚杆的长度3.4 m，仅两帮角锚杆的悬吊作用，运用挤压加固拱作用、减跨作用相结合的方式对顶板进行锚杆支护。通过在围岩中形成了具有一定厚度的挤压拱，从而发挥锚杆对顶板及两帮支护的加固和组合作用。使顶板形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提高围岩的完整性和稳定性，锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值。考虑外露端，故顶板锚杆取间排距应不大于1.3 m。采用锚索起补强作用。

锚索间距a及其排间距b可通过每根锚索所可以承担的载荷的大小来确定，取每排布置1根锚索，锚杆的锚固力取90 kN，则锚索悬吊载荷（G= bQd=（335.1-200）b）等于其锚固力Q。在考虑了安全系数K的情况下:

式中：b为锚索排距，m；Q为锚固力，取300 kN。锚索安全系数K=2.0，计算得b=1.1 m。即巷道顶板锚索支护，安全系数取2，一排布置一根锚索，排间距b=1.1 m。一排布置两根锚索，排间距b=1.9 m，考虑到顶板最易最先发生破坏，取锚索的间距为1.8 m，排间距为1.9 m，从而使巷道的安全性得到提高。

锚索要求锚固到顶板稳定岩层之上，取巷道宽度的1.4倍为煤层顶板冒落的可能高度，即为6.3 m，锚固端取1.5 m，则其有效长度不应该小于6.9 m。取0.4 m外露长度，则顶板锚索长度应该大于7.3 m，取7.4 m。

巷道顶板所打的锚杆其间距不大于1.3 m、排间距不大于1.3 m，锚索采用对二布置间距为2 200 mm，排间距不大于2 200 mm，顶板安全系数大于2。

3.2 两帮锚杆的支护参数选择

取锚杆之间的距离a等于每排锚杆之间的距离b，即侧压载荷（G=a2Qc/3.1=62.5a2÷3.1=20.1a2）等于两帮锚杆的锚固力Q。在考虑了安全系数K的情况下:

式中：a为锚杆间距，m；Q为两帮锚杆的锚固力，为40 kN。锚杆安全系数K=2.0，计算得a=1.2 m.

可见，巷道两帮锚杆之间的距离一般不大于1.3 m、排间距不大于1.3 m，安全系数为2。

两帮锚杆长度通过如下方法得出：

式中：l为锚杆长度，m；l1为锚固长度，≥0.3 m；l2为锚杆有效长度，m；l3为锚杆外露长度，取0.1 m。计算可得帮锚杆长度应大于1.96 m。

使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提高围岩的完整性和稳定性，锚杆长度的选取应大于锚杆间距的两倍，若两帮锚杆的长度取1.9 m，故帮锚杆取间距不大于0.8 m为宜。

4 结论

1）应用锚杆的减跨作用、挤压加固拱作用、锚杆锲固作用、组合梁理论、悬吊理论相互结合的方法来对巷道顶板进行支护，并通过采用锚索对其支护作用进行补强。

2）顶板锚杆应具备大于90 kN的锚固力，而两帮锚杆应具备大于50 kN的锚固力。

3）顶板锚杆长度大于3.4 m，顶锚杆取间距排距小于1.3 m为宜。

4）两帮锚杆长度大于1.96 m，两帮锚杆取排间距小于0.8 m宜。

5）采用锚索补强，间距为1.9 m，排距为2.0 m，锚索要求锚固到稳定岩层之上，长度应大于7.3 m为宜，取锚索长度为7.4 m，顶板安全系数大于2。

[1]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.

[2]康红普，王金华，高富强.掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系[J].煤炭学报，2009，34(12):1585-1593.

[3]周华强.巷道支护理论的研究[J].矿山压力与顶板管理，1993（S1）:170-177.

[4]康红普，王金华，林建.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29(4):649-664.

Optimization of Roadway Supporting Technology of No.3409 Working Face in Tang'an Mine

HE Yongzhong
(Tang'an Mine,Shanxi Lanhua Technology Co.,Ltd.,Gaoping 048400,China)

The design of roadway support was optimized in accordance with the supporting features and effects of No.3409 working face in Tang'an Mine,which has achieved ideal experience and economic effects by field application.The study could be used as reference for the similar supporting designs.

supporting technology;gateway;No.3409 working face

TD353

A

1672-5050（2015）02-0050-03

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.02.016

（编辑：樊敏）

2015-01-09

和勇中（1970-），男，山西长子人，大学本科，工程师，从事煤矿技术管理工作。