阳煤五矿集中回风大巷锚网喷联合支护技术研究及应用

李宝龙

（山西宏厦第一建设有限责任公司 ，山西 阳泉 045008）

地下空间开挖将本来处于三维受力状态的岩石变成了二维受力状态，岩石受力状态发生了变化，其稳定性被打破，所以，控制开挖岩体的稳定是保证地下空间作业的前提。锚杆支护以其主动支护的方式在巷道应用逐渐普遍，但在复杂高应力地质条件下，单一的锚杆常不能达到围岩稳定性的要求。近年来，基于传统锚杆支护发展出了锚网喷支护技术。锚网喷支护技术综合发挥了锚网支护和喷浆支护的优点，对煤矿巷道围岩控制效果良好。本文将锚网喷联合支护技术应用于阳煤五矿，基于顶板岩性探测分析，研究锚网和喷浆支护参数，并将设计方案用于工程现场。

1 工程概况

阳煤集团五矿地面标高为870～1030m，8#煤试采工作面集中回风巷在520水平巷道底板距离13#煤顶板5m进行施工至590水平揭露8#煤，该巷道主要服务于构建西北翼8#采煤工作面运输及回风系统。回风巷北部为无采掘巷道，南部为8133综放工作面（未掘），西部为8134综放工作面（未掘），东部为8#煤试采工作面集中进料巷（已掘）。该巷道穿越石炭系上统太原组，石炭系上统太原组（C3t0为井田内主要含煤地层，层厚89.72～109.57m，平均99.65m。主要由深灰～灰黑色砂质泥岩、泥岩夹煤层及石灰岩层组成。巷道处于背斜翼部，局部可能存在倾角变化较大等情况造成巷道顶板岩层破碎、跨落等情况。尤其在动压影响下巷道围岩控制难度较大。

2 支护方案数值模拟研究

2.1 方案设计

根据现场巷道支护经验及参考相邻矿井的支护方案，以巷道煤巷掘进段为背景，决定选取三种不同支护参数进行分析研究。

方案1：锚索规格为φ17.8×5200mm，顶板布置3根锚索，间排距为2000×1000mm；巷帮布置4根锚杆，锚杆规格为φ20×2400mm，间、排距均为1000mm。

方案2：锚索及锚杆规格与方案1相同，顶锚索布置4根，间排距为1500×1000mm；巷帮布置4根锚杆，间、排距均为1000mm，顶板和帮部均满铺钢筋网。

方案3：锚索及锚杆规格与方案1相同，顶锚索布置5根，间排距为1300×950mm；巷帮布置4根锚杆，间、排距均为950mm，顶板和帮部均满铺钢筋网，同时在巷道顶板和两帮均喷射C30混凝土，喷射厚度为100mm。

2.2 数值模拟

根据该矿的具体地质条件，通过FLAC3D数值模拟软件进行上述三种支护方案的模拟研究。模型尺寸为40m×50m×100m，巷道断面为矩形，宽度为5.8m，高度为3.7m。将上述三种支护方案分别应用于该集中回风巷，通过巷道垂直位移和水平位移分析三种支护方案的控制效果。三种方案的巷道围岩位移如图1所示。

图1 不同支护方案下围岩位移

由图1可知，方案1、方案2和方案3的垂直位移分别为154mm、112mmm和65mm；方案1、方案2和方案 3的水平位移分别为 136mm、106mm和70mm。通过对比可以明显看出，减小锚杆索间排距并采用锚网喷联合支护，可有效控制该集中回风巷围岩变形，决定选取锚网喷联合支护技术对该集中回风巷围岩进行控制。

3 支护方案确定

3.1 支护方案确定

1）岩巷段，断面为拱形断面：顶板采用锚索、锚杆、钢筋网、喷砼联合支护；锚索采用φ17.8×5200mm的钢绞线，锚索托板使用材质为Q235的拱形托盘，规格为300×300×12mm，拱高不低于56（±2mm）配套调心球垫及KM18锁具承载，锚索间、排距均为1000mm，布置4根锚索，顶板满铺钢筋网，规格为1100×2200mm。所有巷道喷射C20混凝土，喷厚100mm。

巷道帮部采用锚杆、钢筋网喷砼联合支护；巷道每帮打注4根φ20×2400mm麻花钢锚杆，每根锚杆配MSCKΦ23×800mm超快速药卷锚固，端头带材质为Q235的拱形托盘，规格为150×150×8mm，拱高不低于34配套调心球垫和1010尼龙垫片，锚杆间、排距均为1000mm，断面最下排锚杆距离底板为250mm，帮部满铺钢筋网，规格为1100×2600mm。喷射C20混凝土，喷厚为100mm。支护断面图如图2所示。

图2 岩巷段巷道支护断面图

2）煤巷段，巷道断面为矩形断面，顶板采用锚索、W型钢带、金属网、加强锚索及喷砼联合支护；锚索采用φ17.8×5200mm的钢绞线，钢带采用5600×280×4mm的5眼钢带，W型钢带配套规格为300×270×12mmW形拱形托盘配套调心球垫及KM18锁具承载。锚索排距0.95m，间距1.3m；顶板满铺金属网，规格为1100×5600mm。加强锚索使用φ17.8×8200mm的钢绞线与规格为300×300×12mm拱形托盘配套调心球垫及KM18锁具承载，自巷中向两边各偏移0.8m对称布置。每根锚索配MSCKφ23×1000mm超快速药卷锚固，喷射C20混凝土，喷厚为100mm。

巷道帮部采用锚杆、金属网喷砼联合支护；巷道每帮打注4根φ20×2400mm麻花钢锚杆，每根锚杆配MSCKφ23×600mm超快速药卷锚固，端头带300×270×12mmW形拱形托盘配套调心球垫和1010尼龙垫片及450×280×4mmW钢护板锚索同排布置，锚杆间、排距均为0.95m；帮部满铺金属网，规格为1100×2600mm。喷射C20混凝土，喷厚为100mm。支护断面图如图3所示。

3.2 采用计算法校核支护参数

3.2.1 顶、帮锚杆长度校核和顶锚杆间、排距校核

图3 煤巷段巷道支护断面图

1）顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

式中：L为锚杆总长度，单位：m；L1为锚杆外露长度（包括网、托片、外露长度、螺母厚度），单位：m；6+8+40+20=74mm=0.074m（顶）；16+10+40+20=86mm=0.086m（帮）L2为有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），单位：m；

式中：L3为锚入岩(煤)层内深度(顶取 0.8、帮取0.6)，单位：m

其中围岩松动圈冒落高度：

式中：B、H为巷道掘进巷宽、巷高，B取5.8m，H取4.3m；f顶为顶板岩石普氏系数，取4；ω为两帮围岩的似内摩擦角，ω=arctan（f岩体），ω=76

代入数据计算可得： b=0.85m；c=0.53m

经计算验证帮锚杆应满足：L≥L1+L2+L3

顶锚杆：L1+L2+L3=0.074+0.85+0.8=1.724＜L=2.4，满足设计规范。

帮锚杆：L1+L2+L3=0.086+0.53+0.6=1.216＜L=2.4，满足设计规范。

2）校核帮锚杆间、排距：应满足：

式中：α为锚杆间、排距，单位：m；G为锚杆设计锚固力，kN/根；G顶取74kN/根；k为安全系数，一般取 2；L2为有效长度，顶：0.85m、帮 0.53m；Γ 为岩体容重（t/m3）；取 21.6kN/m3

则：α顶=1.42，实际锚杆间排距α值为1.0m＜1.42m，

α帮=1.79，实际锚杆间排距α值为1.0m＜1.79m，满足设计规范。

3.2 .2 锚索长度校核和锚索数目的校核

1）加强锚索长度校核，应满足：

式中：L为锚索总长度，单位：m；La为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m。

式中：K为安全系数，取2；d1为锚索直径，取0.0178m；fa为锚索抗拉强度，1860N/mm2；

fc为锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2

代入数据可得：La=1.10m

Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度，单位：m；取3m(经岩性探测)；Lc为托板与锚具的厚度，单位：m，取0.067；Ld为外露张拉长度，单位：m，取 0.2m

La+Lb+Lc+Ld=1.1+3+0.067+0.2=4.367m，实际锚索长度为5.2m＞4.367m，满足设计规范。

2）加强锚索数目的校核，应满足：

式中：N为锚索数目，单位：根；K为安全系数，取最小值 2；P断为锚索最低破断力，单位：kN，取355kN；W—被悬吊岩石的自重，单位：kN。

式中：B为巷道掘进荒宽，单位：m，取5.8m；D为锚索排距，单位：m，取1m；Σh为悬吊岩石厚度，单位：m，取2.5m；Σγ为悬吊岩石平均容重，单位：kN/m3，取 21.6kN/m3。

代入数据得N=3.53;设计锚索每排5根，大于3.53，符合设计要求。

4 现场观测

将上述设计的锚网喷支护方案应用于阳煤五矿8#煤试采工作面集中回风巷，对巷道进行观测，直至巷道变形趋于稳定。岩巷段围岩变形很小，煤巷段围岩变形观测结果如图4所示。

由图4可知，观测时间0～18d过程中，随着观测时间的推移，巷道顶底板变形和两帮变形较快；观测21d之后，巷道顶底板和两帮变形逐渐趋于稳定；观测点的巷道顶底板位移量最大为49mm，两帮为33mm；巷道最大顶底板变形量和最大两帮变形量均在允许的范围内。说明，该锚网喷联合支护设计参数较合理。

图4 观测点巷道围岩变形量

5 结论

1）根据顶板岩性探测结果分析支护参数，能够为巷道支护设计提供可靠依据。回风大巷岩巷段采用拱形断面，煤巷段采用矩形断面分别掘进，巷道围岩采用锚网喷联合支护技术。

2）煤巷段观测点的巷道顶底板位移量最大为49mm，两帮为33mm；巷道最大顶底板变形量和最大两帮变形量均在允许的范围内。说明，该锚网喷联合支护设计参数较合理。