深部煤巷围岩稳定性控制设计

魏 征

（山西新景煤业有限公司， 山西 阳泉 045000）

引言

随着煤矿开采深度的不断增加，原岩应力增大，岩体应力环境以及岩体物理力学性质发生较大变化，造成巷道围岩稳定性差，巷道维护困难等一系列问题[1-2]。

高水平应力是影响深部巷道稳定性的重要因素之一[3-5]，但在现有资料所涉及的锚固岩梁力学模型中并未考虑高水平应力的影响；另一方面，深部巷道开挖后，随着巷道变形，塑性区向煤体深部转移，岩梁的跨度将会增大，而不仅仅是巷道的宽度。本论文将基于以上两点，并结合新景煤矿深部煤巷围岩具体条件，建立新的锚固岩梁力学模型，对实现深部煤巷支护的稳定，降低巷道成本，保障巷道的施工和安全使用，具有重要的意义。

1 煤巷地质条件

新景煤矿2305皮带顺槽标高为-940～-985 m，巷道断面为矩形，净宽为3.6 m，净高为2.8 m。巷道采用常规锚杆、金属网、钢筋梯及锚索支护方式。2305轨道顺槽基本概况除掘进方式采用炮掘以外，同2305胶带顺槽。顺槽所处区域地质构造相对复杂，煤层倾角2°～9°，平均5°。顶板岩性以泥岩、中砂岩为主，底板岩性以泥岩、细砂岩、中砂岩为主。

2 力学模型建立

2.1 未加锚岩梁力学模型

图1-1为未加锚顶板示意图，对其进行受力分析，简化为简支梁，简化结果如图1-2所示。根据材料力学梁的纵横弯曲理论，对未加锚顶板力学模型求解。

在梁的上覆均布荷载q和轴向力F的共同作用下，岩梁任意截面x上产生的弯矩为：

图1 未加锚岩梁力学模型

式中：y为梁的挠度；B为梁的长度；x为岩梁截面距离端面的距离。

进而得到挠曲线的微分方程为：

式中：E为拉伸弹性模量，I为惯性矩。

其通解为：

由边界条件x=0，y=0及x=B，y=0得：

当满足一定条件时可以对挠曲线方程（5）做适当简化，简化的前提条件与顶板岩性有关。由于k=，则当顶板岩梁的弹性模量E较大时，F相比于E是小量级参数，即：

所以挠曲线方程（5）可以简化为：

由Mmax和F得：

式中：F为轴向力；A为岩梁横截面面积；W为抗弯刚度系数；[σ]为岩石极限抗拉强度。

对式进行变换得未加锚岩梁跨度：

2.2 加锚岩梁力学模型

当顶板加锚支护后，如图2-1所示，锚杆的锚固力将起到抑制顶板下沉的作用.为了简化计算，将多个锚固力转化为布置在B2上的锚固力均布载荷P简化后的顶板力学模型如同2-2。采用与未加锚顶板力学模型相同的求解方式，最终解得：

图2 加锚岩梁力学模型

通过式（13）得到锚杆根数n、锚固围岩稳定系数η、岩梁跨度B2等的关系式，当各参数确定后，锚杆根数n便随之确定。

3 支护参数设计

3.1 锚杆参数计算

3.1.1 锚杆根数计算

通过现场钻孔电视探测发现塑性区范围深入巷帮2 m，故取x=2 m，已知巷道宽度L=4.6 m，由公式B2=2x+L计算可得B2=2×2+4.6=8 m。

所以岩梁的跨度B2为8 m。

将各已知参数带入式（13）得如下函数式：

函数式（14）对应的函数曲线如图3所示。由图3可知：随着稳固系数取值的不断增大，锚杆根数逐渐增加，最值n收敛于5，之后不再变化，故取n=5。当顶板锚杆根数为5时，能最大限度地保证顶板支护的安全稳定。

图3 函数曲线变化图

3.1.2 锚杆长度计算

式中：Lg为锚杆长度，m；H为冒落拱高度，m；K为安全系数，一般取K=2；L1为锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验，取0.5 m；L2为锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。其中冒落高度H的计算公式为：

式中：A′为巷道开掘宽度，按设计最宽巷道，取4.6 m；f为岩石坚固性系数，取5。计算得H=0.46 m。

则：Lg=2×0.46+0.5+0.1=1.52 m。

3.1.3 锚杆间排距计算

通常锚杆间排距相等，取为a：

式中：a为锚杆间排距，m；Q为锚杆设计锚固力，120 kN/根；ρ为被悬吊砂岩的重力密度，取25 kN/m3。

代入数据计算得a=2.28 m。

通过计算及结合巷道掘进过程中所揭露岩石的赋存状况和岩体层理厚度、层间结构关系，决定巷道顶部采用Φ22×2 400 mm的高强锚杆，间排距为900 mm×800 mm；帮部采用Φ20×2 200 mm的全螺纹锚杆，间排距为1 000 mm×800 mm，能满足支护要求。

3.2 锚索参数计算

3.2.1 锚索长度计算

式中：Ls为锚索长度，m；La为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；Lb为需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2.0 m；Lc为上托盘及锁具的厚度，取0.2 m；Ld为需要外露的张拉长度，取0.25 m。

锚索锚固长度La按下式确定：

式中：K′为安全系数，取 K′=2；d1为锚索钢绞线直径，取17.8 mm；fa为锚索钢绞线抗拉强度，取1 860 N/mm2；fc为锚索与锚固剂的黏合强度，取10 N/mm2。

代入数据计算得：La≥1.655 m，Ls=4.15 m。

根据计算和现有锚索规格，锚索长度取6500mm。

3.2.2 锚索间排距计算

根据经验锚索间排距应满足不大于孔深的一半，即 6 300 mm/2K′=2 625 mm（K′为安全系数，取1.2）。

设计取锚索间距1.3 m、排距2.4 m＜2.625 m。

根据以上计算，顶部采用长度6 500 mm，直径为17.8 mm的钢绞线锚索，间排距1 300 mm×2 400 mm，符合要求。

3.3 支护方案确定

3.3.1 顶板支护

顶板布置高强锚杆，数量为每排5根，规格为Φ22×2 400 mm，间排距为900 mm×800 mm。锚索每排2根，锚索规格Φ17.8×6 500 mm，间排距为1 300×2 400 mm，每根锚索采用3支MSK2550树脂锚固剂锚固。顶部锚杆锚固力不小于120 kN，预紧力矩不小于260 N·m，锚索预应力不小于120 kN。

3.3.2 两帮支护

两帮每排布置6根等强锚杆，规格为Φ20×2 200 mm，间排距为1 000 mm×800 mm。两帮网片采用塑料网2 500 mm×2 000 mm，帮部预紧力矩不小于160 N·m，锚固力不小于80 kN。

4 现场监测结果分析

4.1 巷道表面位移监测结果分析

利用预先布置的十字测点对巷道断面进行为期一个月的监测，获得了巷道顶板下沉量、两帮移近量、顶底板移近量等一系列表面位移数据，并对其整理，绘制成表面位移监测曲线图。具体如图4所示。

图4 2305胶带顺槽表面位移监测曲线

由位移监测曲线图可知：该巷道的顶板下沉量、顶底板移近量、两帮移近量分别约为124 mm、210 mm、140 mm。顶板下沉量在巷道掘进15天左右趋于稳定，之后变化微小。两帮移近量前8天内变化量基本恒定，最终在巷道掘进10天后达到一个稳定的移近量。

4.2 锚杆（锚索）受力监测结果分析

使用锚杆（锚索）测力计对2305胶带顺槽进行监测，监测结果如图5所示。

图5 锚杆（锚索）受力监测曲线

由监测曲线图5可知：初期对锚杆、锚索施加的预紧力基本满足支护设计要求。在巷道掘进初期，锚杆、锚索受力显著增加，持续15天左右，之后维持在一个相对稳定的数值，顶锚索、顶锚杆、左帮锚杆和右帮锚杆最终受力大小分别为110 kN、96 kN、68 kN、57 kN。

5 结论

根据新景煤矿2305顺槽地质情况，利用理论计算的方法对煤巷支护参数进行设计，得到以下结论：

1）基于高水平应力影响巷道稳定性以及岩梁跨度随巷道变形而增大两个因素，建立新的锚固岩梁力学模型，对深部煤巷支护参数进行设计，得出新景煤矿2305顺槽具体支护参数：顶板每排布置5根锚杆，采用Φ22×2 400 mm高强锚杆，间排距为900 mm×800 mm；两帮布置6根锚杆，采用Φ20×2 200 mm全螺纹锚杆，间排距1 000 mm×800 mm；顶板锚索每排2根，锚索规格为Φ17.8 mm×6 500 mm，间排距为1 300 mm×2 400 mm。

2）对顺槽施加支护后，巷道顶板下沉量、顶底板移近量及两帮移近量最大值分别为124 mm、210 mm、140 mm；巷道顶锚索、顶锚杆、左帮锚杆和右帮锚杆受力最终维持在一个相对稳定的数值，最大值分别为110 kN、96 kN、68 kN、60 kN。设计的支护方式能有效抑制巷道的变形破坏，保证巷道支护安全，支护系统是稳定、可靠的。