复合顶板条件下巷道支护方式研究与应用

魏谦，陈鹏，李江龙

（枣庄矿业（集团）有限责任公司，山西沁源046599）

复合顶板条件下巷道支护方式研究与应用

魏谦，陈鹏，李江龙

（枣庄矿业（集团）有限责任公司，山西沁源046599）

山西汾西太岳煤业股份有限公司位于山西省沁源县西部，沁水煤田的西部边缘地段。通过理论计算分析、周围矿井调查、现场观测和地质钻孔分析等手段对沁水煤田的西部边缘地段煤层巷道顶板变形破坏机理进行了探讨，提出相应的支护方式，通过现场实验，取得了良好的围岩控制效果。

复合顶板条；巷道支护；研究与应用；

【DOI】10.13616/j.cnki.gcjsysj.2016.08.028

1 引言

近期由于矿井巷道受采动、地质条件、开采深度的增加、井下采掘活动增多等因素影响，尤其2204胶带顺槽、2110回风顺槽、2101回风顺槽掘进期间矿压显现明显，顶板出现离层、整体下沉、帮部变形量超过500mm等情况，多数地段不得不采用点柱和工字钢棚二次支护，同时也出现棚腿、梁变形；局部出现锚索、锚杆拉断、锚索盘变形等情况，严重制约我矿正常采掘生产。

2 巷道锚杆支护参数的确定

2.1 现场数据测量

2204 工作面为我矿二采区南翼首采工作面，目前该工作面只掘进胶带顺槽，该巷道相邻处均为未开采区域。2204胶带顺槽顶板为复合岩层顶板，该巷道掘进至600m位置时，巷道200～400m范围内顶板下沉及帮部位移特别严重，严重制约了正迎头的正常掘进。

针对以上问题，为了切实掌握该段巷道顶板离层范围，特安排专人对该区域200m范围内巷道顶板增加顶板离层仪，确保每20m一组。根据顶板离层仪固定深度不同，安装3种同种型号顶板离层仪（以最深固定距离区分：6m、8m、10m），按顺序安装。同时安排专人每7天观测一次，并建立记录台账。

通过现场观测、数据分析对比发现，该区域巷道顶板80%以上顶板离层仪显示巷道顶板以上3～6m之间出现离层，离层范围100～200mm;10%的顶板离层仪显示巷道顶板3m以下出现离层,离层范围大于200mm;5%的顶板离层仪显示巷道顶板6m以上局部出现离层现象，离层范围不大于100mm。

2.2 巷道荷载计算

2.2.1 按自然平衡拱理论计算

1）两帮煤体受挤压深度C

式中，K为自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关，矩形断面，取2.8；r为上覆岩层平均容重，取24kN/m3；H为巷道埋深，m；B为固定支撑力压力系数，按实体煤取1；fc为煤层普氏系数；Kc为煤体完整性系数，0.9～1.0；a为煤层倾角,8°；h为巷道掘进高度，2.8m；φ为煤体内摩擦角，经计算，C=6.77m。

2）潜在冒落高度b

式中，a为顶板有效跨度之半，m；Ky为直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3～4时，取0.45；f=4～6时，取0.6；f=6～9时，取0.75；fr为直接顶普氏系数，经计算，b=4.88m。

3）两煤帮侧压值Qs

式中，n为采动影响系数，取2～5；r煤为煤体容重，kN/m3，经计算，Qs=231.3kN/m。

4）作用在顶板的压力Qd为：

式中，γ为上覆岩层的重力密度，kN/m3；a为巷道半跨度，m；b为顶板最大破坏深度，m；B为采动影响系数，经计算，Qd=984kN/m。

2.2.2 支护强度核定

根据巷道实践、理论分析及太岳煤矿初步支护设计资料，确定巷道每排布置5根顶锚杆，每1.6m布置10根；每帮每排布置4根帮锚杆，1.6m每帮布置8根；每1.6m巷道布置3根锚索，则每米巷道锚杆、锚索提供的荷载：

1）每米巷道顶锚杆提供荷载

式中，Pm为锚杆设计锚固力，105kN。

2）每米巷道锚索提供的载荷：

式中，Q2为锚索设计锚固力，200kN；Q支=Q1+Q2=656+375= 1031kN，Q支为顶部支护提供荷载；Q支＞Qd，顶部支护满足要求。

3）每米巷道一侧帮锚杆提供荷载

Qb＞Qs，帮部支护满足要求。

2.2.3 锚杆参数计算

1）锚杆长度

（1）顶锚杆长度确定

式中，L为锚杆总长度，m；L1为锚杆外露长度，m；外露长度0.1m；L2为锚杆有效长度（不小于平衡自然拱高度），m；L3为锚杆锚入稳定岩层长度，螺纹锚杆一般取0.6～1.2m；L=0.1+1.4+0.6=2.1m；故顶锚杆选用初始设计长度2.4m。

（2）帮锚杆长度确定

式中，L为锚杆总长度，m；L1为锚杆外露长度，m；一般取0.1m；L2为锚杆有效长度，根据围岩松动圈理论，取1.5m；L3为锚杆锚入稳定岩层长度，m，一般不小于0.3m；L=0.1+1.5+0.3=1.9m；因此，帮锚杆长度选取2.0m。

2）锚杆间排距

则D顶间排=1.05m，D帮间排=0.95m,及结合前面顶板荷载验算，可得锚杆间排距：0.9m×0.8m。

3）锚杆直径计算

式中，d为锚杆直径，mm；L杆为锚杆长度，mm；

式中，N为锚杆锚固力，kN;d为锚杆直径，mm；σ为杆体材料屈服极限(螺纹钢屈服极限335MPa,圆钢屈服极限235MPa)，查采矿设计手册，MPa。

4）锚杆锚固力计算105.2MPa，即顶锚杆锚固力不小于105MPa；

若帮锚杆选用全螺纹钢锚杆时：

即帮锚杆锚固力大于60MPa.

显然螺纹钢锚杆支护强度远大于圆钢锚杆支护强度，因此帮锚杆选用φ20mm×2000mm全螺纹等强锚杆，考虑施工过程中需要刷帮、施工硐室等方便，选用右旋全螺纹等强锚杆。

5）锚索参数确定

（1）锚索长度

式中，L索为锚索长度，m；L索1为锚索外露有效长度，m，一般取0.2m；L索2为锚索有效长度，矩形巷道选择巷道毛宽度，半圆拱巷道选取围岩破碎半径，即4.2m；L索3为锚索锚固长度，一般取1.5～2.0m，取1.8m。

半圆拱巷道围岩破碎半径：

式中，Rp为巷道围岩破碎半径，m；φ为巷道围岩内摩擦角，（°）；γa为巷道顶板复岩平均容重，t/m3；Z为巷道中心至地表距离，m；C为岩石黏结力，t/m2，查手册得0.002t/m2；L索=0.2+4.2+1.8=6.2m，则锚索长度选择6.5m。

（2）锚索排距确定式中，a为锚索排距，m；σ为每根锚索最大破断荷载，260kN；B为巷道宽度，4.2m；γ为煤岩体积力，12kN/m3；K为安全系数，取0.5。2

（3）锚索排数

式中，n为锚索排数，排；B为巷道宽度，4.2m。

（4）锚索间距

即：m=0.85×4.2 2=1.785m，取1.8m，结合前面顶板荷载核算，锚索排距选取0.8m。即锚索布置方式为“二一二”。

综上所述：根据锚杆锚索支护理论计算及验算，结合我矿当前支护设计参数及对周边山西沁新能源集团有限公司沁新煤矿、山西康伟集团公司南山矿进行调研。对我矿锚杆锚索支护参数修正参数如表1、表2所示。

表1 巷道顶部支护材料技术参数

表2 巷道帮部支护材料技术参数

4 现场应用及技术效果

1）支护效果比较。太岳煤矿自2015年11月份井下各掘进巷道全部使用修正后的新型支护材料及新的联合布置方式，3个月共计支护巷道约1500m。所有巷道均按照每50m安设1组顶板离层仪，每7天安排专人负责观测一次，并填写数据，通过数据显示平均顶板下沉量小于50mm，帮部变形量小于100mm。巷道移近量趋于稳定，巷道变形量仅为8%～10%。巷道得到有效控制，达到一次支护成功的要求，取得了良好的支护效果[1]。

2）经济效益分析。以往巷道卧底修复施工时多采用工字钢棚架支护，根据测算每米巷道修复成本1050元/m。再加上原巷道施工成本2700元/m,则该巷道施工总成本每米达到3750元/m,而采用新型支护成本3250元/m，每米巷道节省成本500元以上。做到节约材料，降低成本。

3）技术效益分析。采用锚网索联合支护，其构件简单、重量轻、装运方便，劳动强度低。能提高功效，达到支护效果。杜绝返工浪费、二次成巷的弊病，减少了支护成本，提高生产安全。

同时该支护材料在全矿得到推广使用，尤其在巷道维修中得到应用，通过围岩离层范围选用不同长度的锚索配合工字钢梁，将原来离层顶板得到有效控制，减少了巷道维修扶棚的工作量，大大降低了巷道维修费用，也确保巷道有效断面[2]。

5 结论

在巷道掘进支护的过程中，我们要结合现场实际，认真分析总结，不断优化支护材料和技术要求，从中积累了丰富的经验，找到了今后需改进的地方。

1）现场实施与检测应用效果显示，巷道两顶角锚杆分别向两帮倾斜15～20°，能有效控制复合顶板围岩的变形破坏。

2）根据现场地质条件变化及采掘布置情况，及时调整支护材料布置方式及部分支护材料技术参数，确保支护强度。

3）随着我矿开采深度的不断增加，巷道支护改革将成为全矿永恒的话题。因此需加大对巷道顶、帮观测力度、确保根据不同埋深及时变更或完善支护参数。

【1】李强，付玉平.坚硬顶板条件下回采巷道支护技术研究[J].科技情报开发与经济，2012(16):126-128.

【2】唐和忠，牛胜建.坚硬顶板条件下巷道支护设计[J].中国煤炭工业，2013(5):52-53.

Research and Application of Roadway Support Under the Condition of Compound Roof

WEI Qian,CHEN Peng,LI Jiang-long
(ZaozhuangM ining Industry(Group)Co.Ltd.,Qinyuan046599,China)

Shanxi Fenxi Taiyue Coal Incorporated Company is located on the west of Qinyuan in Shanxi Provice,the western edge area of Qinshui coalfield. Through means of theoretical calculation,investigation on surrounding mine,field observation and analysis of geological drilling,this paper discusses the deformation and failure mechanism of coal roadway roof of Qinshui coalfield in western edge area,and puts forward the corresponding support methods.Through the field experiment,the good control effect of surrounding rock is obtained.

composite roof strip;roadway support;research and application

TD353

A

1007-9467（2016）08-0054-03

2016-07-23

魏谦（1970～），男，山东滕州人，工程师，从事煤矿生产技术研究。