深井高地应力破碎围岩回采巷道支护设计

陶 宇

（晋能集团太原有限公司，山西 太原 030006）

巷道支护是一项复杂的系统工程，在煤矿开采技术中占有较大比重，是井下安全生产的重要内容。深埋煤层巷道支护面临着高地应力、围岩较为破碎等复杂因素的影响，支护效果不理想，还未形成一套成熟的支护技术。

三元煤业22号煤层巷道埋深60460m左右，在深部高应力及其他原因的影响下，巷道表现出围岩破碎、变形量大、难支护、维修周期短等特点。本文以此为工程背景，根据矿井实际地质情况，利用多种理论计算方法，最终确定巷道支护参数。

1 工程背景

山西三元煤业股份有限公司是晋能集团所属的煤炭生产企业，兼并重组批复该矿为单独保留矿井，生产能力2.2Mt/a。该矿井现开采2号煤层，2号煤层位于山西组中下部，距山西组K7砂岩约3.5m左右，上距2上号煤层4.74～18.30m，平均11.02m，属全区稳定可采煤层，厚度2.95～4.59m，平均3.84m，结构简单-复杂，含1～3层夹石，夹石单层最大厚度0.82m，顶板岩性为泥岩、细砂岩、砂质泥岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为砂质泥岩。

2 支护参数理论计算分析

2.1 基础计算

（1）两帮煤体受挤压破坏深度C值

式中：

h—巷道高度，取设计断面最大高度3.5m；

φ—煤体内摩擦角，φ=31.88°。

则C=1.95m。

（2）潜在冒落拱高度b

式中：

a-顶板有效跨度之半，a取2.25m；

Ky-直接顶煤岩类型性系数，当岩石f=4～6时，取0.6；

fr-直接顶普氏坚固性系数，fr=5.863；

α-煤层倾角，取15°。

则

（3）两煤帮侧压值Qs

式中 ：

KU-采动影响系数，一般取值为1.3～2.3，本次设计取KU=1.6；

r煤-煤体容重，2.5t/m3；

h-巷道掘进高度，3.5m。

（4）巷道顶板压力Q

巷道顶板压力Q即为顶部潜在的不稳定区松散岩层的重量。

式中：

B1-沿巷道轴向单位长度，1m；

γn-为垂直方向岩石重力密度，25kN/m3。

则Q=2×25×2.25×1.15×1=129.38kN

2.2 顶板锚杆参数确定

（1）锚杆长度

锚杆长度：L=L1+b+L3

式中：

L1-锚杆外露长度，有垫板时取0.05m；

b-潜在冒落拱高度，m；

L3-锚固长度，m；

L3长度计算可用下式计算：

式中：

T-修正系数，取0.8；

L3-锚固长度，m；

dr-锚固剂直径，取23mm；

D-钻孔直径，取28mm；

d-锚杆杆体直径，取22mm；

lr-锚固剂长度，mm，两种锚固剂CK2360和K2340各一卷，则锚固剂长度为1000mm。

计算可得L3长度为1410.67mm。

则：L=0.05+1.15+1.41=2.61m，锚杆长度取2700mm。

（2）锚杆间距

D≤1/2×L=1350m

取D=800mm。

（3）锚杆排距

式中：

n-顶板每排锚杆根数，n=5；

N-每根锚杆锚固力，N=70kN；

k-安全系数，取k=3；

r-顶板岩层容重，r=25kN/m3；

a-巷道掘进跨度之半，a=2.25m。

b-冒落拱高度，1.15m。

对比其他矿情况，考虑安全因素，取L0=800mm。

（4）锚杆直径选取

P=abhγ

式中：

a-锚杆排距，0.8m；

h-锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2.5m；

b-锚杆间距，0.8m；

γ-承载岩体容重25000N/m3；

K-安全系数1～3，此处取2；

▽-锚杆材料抗拉强度，取260MPa。

d=19.79mm

施工中取Φ=22mm

（5）锚杆预紧力确定

锚杆预紧力为150N·m。

2.3 帮锚杆参数的确定

（1）锚杆长度

锚杆长度满足：L=L1+L2+L3

式中：

L-锚杆长度，m；

L1-锚杆外露长度，L1=0.05m；

L2-即C，两帮煤体受挤压破坏深度，C=1.95m；

L3—锚杆插入破碎带之外稳定煤体的长度，取0.5m。

即L=L1+C+L3=0.05+1.95+0.5=2.50m

对比其他矿情况，帮锚杆长度定为2.5m。

（2）锚杆排距

根据实际情况，帮锚杆与顶锚杆保持一致，帮锚杆排距取0.8m。

（3）帮锚杆间距

式中 ：

N-设计帮锚杆的抗拉拔强度，设计锚固力70kN，则抗拉拔强度为114MPa；

h-巷道高度，取设计断面最小高度2.5m；

k-安全系数，取k=3；

L0-煤帮锚杆排距，L0=0.8m；

Qs-两帮侧压值，Qs=12.01kN。

（4）帮锚杆及锚固剂

帮锚杆孔径为28mm，帮锚杆选用Φ20mm螺纹钢制作，锚固剂CK2360和K2340各一卷端头锚固。

（5）帮锚杆预紧力150N·m。

2.4 锚索参数的选择

（1）锚索长度

根据本次顶底板岩石物理力学性质试验报告，直接顶细砂岩2.40m，基本顶细砂岩1.10m，分析知锚索应锚固在细砂岩中。

式中：

L锚索-锚索长度，m；

L外露-锚索外露长度，一般取0.25m；

L有效-锚索有效长度及顶煤厚度，取7.5m；L锚固-锚索的锚固长度，需超过冒落拱高度1.15m，取1.2m。

故：L锚索=0.25+7.5+1.2=8.95m，所以选取锚索长9m。

（2）锚索排距计算

锚索排距：

式中：

L-锚索排距， m；

B-巷道最大冒落宽度，取巷道宽度4.5m；

H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度，取巷道高度3.5m；

γ-岩体容重，取25kN/m3；

L1-锚杆排距，取0.8m；

F1-锚杆锚固力，取80kN；

F2-锚索极限承载力，取320kN；

θ-角锚杆与巷道顶板的夹角，取80°；

n-锚索排数，取1；

则计算得L=1.63m，取锚索排距为1.6m。

（3）锚索间距计算

锚索间距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。

① 巷道自然平衡拱高度b

式中：

a-巷道掘进宽度之半，取2.25m；

f-顶板岩石普氏系数，取1。

② 巷道潜在冒落拱面积S

点锚索能承受的冒落危岩的长度L

式中：

W-点锚索的极限承载力，取320kN；

n-安全系数，取1.4。

计算得L=1.3m。

通过上述计算，实际打锚索排距1.6m，间距1.3m。

3 最终支护方案确定及支护效果

根据前面多种理论计算的结果，结合邻近工作面巷道实际支护方案，综合考虑，最终确定回采巷道支护设计参数如下表1所示。

表1 回采巷道支护参数表

支护设计图如图1所示：

图1 20104运输及回风顺槽支护断面平面图（mm）

4 支护效果

（1）安全方面。利用本次设计参数对高地应力破碎围岩巷道进行锚杆支护，后期进行巷道围岩变形监测发现：回采巷道在回采期间，巷道变形剧烈，巷道变形严重区域主要发生在工作面前方20m范围内，最大顶板下沉量可达273mm，最大两帮移近量为215mm，该区域应加强支护。相较原支护下回采巷道顶底板及两帮变形最大可达1000mm，支护效果明显，基本满足井下生产要求。

（2）经济方面。设计支护方案锚杆及锚索布置较原支护方案略密集，在前期施工中成本相较原支护较大，但由于原支护方案支护效果不佳，巷道较多部位变形较大，需补打较多锚杆进行补强支护。综合比较，新设计支护方案比原支护方案成本更低。

（3）施工方面。由于该矿巷道岩性泥岩居多，且围岩较为破碎，打锚杆、锚索相对容易，但要注意安全问题。