刘凡

（山西焦煤西山煤电集团公司杜儿坪矿，太原 030022）

基于围岩地质力学测试的巷道支护实践

刘凡

（山西焦煤西山煤电集团公司杜儿坪矿，太原 030022）

杜儿坪矿为完善南九盘区生产系统，对该盘区的2号煤皮带巷沿巷道中线方向向西延伸。现有巷道采用锚带网联合支护，受矿压及采动影响，顶板下沉、两帮回缩量大、底鼓变形严重。延伸巷道段决定在全锚支护的基础上，采用地质力学测试分析、巷道群应力分布特征分析、支护形式与参数选择等技术手段，对巷道支护重新设计，确保支护强度满足服务年限要求。

巷道；地质力学测试；支护设计；实践

1 问题的提出

杜儿坪矿井田面积69.7 km2，设计生产能力500万t/a。为了完善南九盘区生产系统，需提前对该盘区的2号煤皮带巷再延伸473m。

南九盘区2号煤皮带巷采用锚带网联合支护，受矿压及采动影响，顶板下沉、底鼓严重、两帮回缩量大。虽巷道变形严重，但全锚支护还是起到了支护作用，说明该区域的巷道完全能够采用全锚支护，而巷道严重变形是因全锚支护的设计不合理。因此决定在全锚支护的基础上，对该巷道延伸段的支护进行重新设计。

2 确定设计方案

目前在煤巷支护中，方案的确定和实施依然以经验为主，随意性很强，未能根据地质条件的不同，确定相应的支护，而对巷道稳定性起破坏作用的主要原因是岩体力学环境[1]与地应力状态[2-3]。因此，本支护设计决定通过地质力学测试与分析[4-5]、巷道群应力分布特征分析[6]等手段进行理论分析，为锚杆支护形式和参数选择提供技术支持。

3 方案实施路线

3.1 分析整理地质资料

南九盘区2号煤皮带巷延伸段埋深497～592m。煤厚1.80～2.20m，平均2.00m，倾角2°～6°，平均3°。之上依次为砂质泥岩1.50～2.20m，2号上煤厚0.55m，砂质泥岩1.20m，粉砂岩3.01m。直接底为砂质泥岩0.1～0.77m，往下依次为细砂岩0.75～1.75m，粉砂岩5.15m。北邻南九盘区2号煤轨道巷（未掘），南邻南九盘区2号煤回风巷（未掘），见图1。

3.2 地质力学测试与分析

在施工巷道附近选取两个测量站，对煤岩体强度[7]与地应力进行测试，并观察煤岩体整体结构。

3.2.1 巷道围岩强度测试

使用WQCZ－56型岩体强度探测器，对两测试位置顶板探孔深10m，进行岩体强度探测，另在巷道煤帮的探孔进行煤体强度探测，得出：南九盘区2号煤顶板的砂质泥岩抗压强度平均33.5 MPa，粉-细砂岩抗压强度平均70.1 MPa；2号煤体抗压强度平均19.43 MPa。

3.2.2巷道围岩结构观察

用KDVJ-400型矿用电子窥视仪，利用探孔观测巷道顶板岩体的构造面发育情况，得出：南九盘区2号煤层及顶板岩性与地质资料相符；直接顶砂质泥岩的厚度不稳定，当层厚较薄时易离层；层厚增大时，结构较为完整；南九盘区2号上煤之上岩层结构完整，仅局部有很少环向裂隙。

3.2.3 地应力测量

用SYY-56型小孔径水压致裂地应力探测器，测定地应力的程度与方位。测试数据如表1所示，并得到以下结论。

1）该巷道施工范围最小水平主应力＜最大水平主应力[9]＜垂直应力，产生了应力场，且主要为垂直应力。

2）该巷道施工范围内最大主应力方向在N9°E～ N14°W之间。

3）该巷道施工范围最大应力在9～15 MPa之间，地应力场为中等。

3.2.4 数据分析

1）该延伸段地应力最大14.83 MPa，小于中等地应力水平峰值，且以垂直应力为主，顶板受水平应力影响很小，给巷道稳定性造成的破坏不大。

2）该延伸段布置方向为北偏东65°，但该区域地应力方位为北偏东9°，二者夹角56°，为非垂直关系，见图2。

3）最大水平主应力方向最好与巷道轴向垂直[9]，但巷道方位已定，只能通过加强支护来减弱最大水平主应力给巷道稳定性造成的破坏。

3.3 数值模拟

该延伸段掘进断面为矩形，宽4.6m，高3.3m。煤岩层力学参数，如表2所示。

构建对应的FLAC3D数值模型[10]，模型上部及内部荷载按测得地应力数值施加，以分析巷道围岩应力分布特征及塑性范围，来指导支护设计，得出：该延伸段顶底板屈服区域0.5m；左、右帮屈服区域2.0m，且大于其它巷道，因此，在支护设计时，需对两帮格外关注。

按南九盘区2号煤轨道巷、南九盘区2号煤皮带巷和南九盘区2号煤回风巷的次序模拟施工，形成应力分布特征，见图3和图4，得出：

1）该延伸段两侧发生应力集中，右侧距煤帮2.14m为应力最大值点，峰值20.9 MPa，集中系数1.52；左侧距煤帮3.07m为应力最大值点，峰值21.0 MPa，集中系数1.52。

2）该延伸段两侧受集中应力作用相差不大，但左帮受影响的范围比右帮大，因此在两帮特别是左帮的支护上，要考虑锚杆（索）长度对围岩的控制作用。

3.4 支护参数计算

3.4.1 巷道两侧破坏深度

式中：C为巷道两侧破坏深度，m；Kσ为应力集中系数，Kσ＝Ks×Ka=2.3×1.17=2.69；Ks为应力集中系数，和巷道断面有关，取2.3；Ka为受靠近工作面老空区波及系数，由式（2）确定：

式中:X为煤柱实测宽度，取20m；σrm为老顶单向抗压强度，实测平均值70 MPa；h为采高，取3.2m；hi为直接顶厚度，实测平均值1.85m；σcc为巷道截割煤层的单向抗压强度，实测平均值19.43 MPa；γ为巷道上覆岩层密度，实测平均值24 kN/m3；H为巷道埋深，平均值540m；α为煤层倾角，平均3°；hc为巷道截割煤层厚度，取巷道高度3.3m；l为巷道截割煤层最大宽度，取巷道宽度4.6m；μ为煤层波松比，取0.45；φ为煤层内摩擦角，为20°。

代入式（1）中，得：

3.4.2 确定巷道顶板破坏高度

式中：b为巷道顶板破坏高度，m；a为巷道半宽度，取2.3m；C为巷道两帮破坏深度，1.35m；λ为巷道侧压系数（考虑水平应力作用），由式（4）确定：

Ky为顶板岩层完整系数，与岩层节理裂隙、分层厚度和强度等多种条件相关，由式（5）确定：

式中：D1为分层厚度0.3m；D2为节理间距，0.2m；σcr为顶板岩层单向抗拉强度，取70 MPa。

代入式（3）得：

3.4.3 确定顶板载荷集度

式中：Qr为顶板载荷集度，kN/m。

3.4.4 确定巷帮载荷集度

式中：Qs为巷帮载荷集度，kN/m。

3.4.5 确定顶锚杆支护参数

顶板破坏高度大于0.2m且小于1.6m，所以按以下方法确定：

1）顶锚杆长度

式中：Lbr为顶锚杆长度，m；Δ为锚杆外露与锚固段长度之和，取1.4m；B为巷道顶板破坏高度，0.88m。根据计算结果，结合矿用锚杆长度选型，采用L=2 400mm螺纹钢锚杆。

2）顶锚杆直径

式中：d为锚杆直径，mm；Q为锚固力，由拉拔试验确定为90 kN；σt为锚杆抗拉强度，400 MPa。

将数据代入式（9）得：

根据计算结果，同时为提高顶板支护效果，采用直径22mm螺纹钢锚杆。

3）顶锚杆排距

式中：Dr为锚杆排距，m；Pr为锚杆拉拔力，取90 kN；K为安全系数，取最大值3；Qr为顶板载荷集度，143.8 kN/m。根据计算结果并取整数，确定顶板支护排距为1.0m。

4）每排锚杆数量

式中：N为锚杆根数,根；K为安全系数，取3；Qr为顶板载荷集度，143.8 kN/m；Dr为锚杆排距,1.0m；Pr为锚杆拉拔力，取90 kN；

为保证顶板支护强度，在此结果基础上增加至6根。

5）顶锚杆间距

式中：A为锚杆间距，m；Q为锚杆设计锚固力，90 kN；H为冒落拱高度，由直接顶厚度确定为2.2m；γ为被悬吊直接顶密度，取24 kN/m3；K为安全系数，一般取K=2。根据计算结果，结合巷道宽度，选择顶锚杆间距为0.8m。

3.4.6 确定顶锚索支护参数

选用长2 400mm的锚杆进行顶板支护时，存在锚固端锚在2号上煤层中的现象，另外南九2号煤皮带巷延伸段直接顶厚度1.5m～2.2m，其上部2号上煤厚0.5m，同时巷道跨度较大，所以在顶板打注锚索加强支护。假设巷道顶板因锚杆支护失效而冒落至老顶，则最大冒落高度3.8m，其中岩石容重24 kN/m3，2号上煤容重1.35 kN/m3，冒落面积系数取0.8，则巷道施工方向1m内冒落重量为：Q1= (4.6×1×3.3×24+4.6×1×0.5×1.35)×0.8=293.9 kN，据此计算锚索支护参数。

1）顶锚索排距

式中：Lb为顶锚索排距，m；K1为安全系数，取2；T为锚索额定破断载荷，取400 kN；Q1为巷道施工方向每米冒落拱内的岩体重量，293.9 kN。根据计算结果并取小值，确定顶锚索支护排距为1.0m。

2）顶锚索布置形式。锚索按1m排距呈“2-1-2-1”的五花形状垂直于顶板打注在每排顶锚杆之间。

3）顶锚索锚固段长度

式中：Lc为顶锚索锚固段长度，m；K2为锚固安全系数，考虑采动影响，取2；T为锚索额定破断载荷，取400 kN；P1为树脂和锚索的粘结强度，取10 N/mm2；d为锚索直径，取21.6mm。

4）顶锚索的长度：该巷道顶锚索最小长度为锚固段最小长度1 179mm、直接顶最大值2 200m、2号上煤厚度500mm、老顶下部砂质泥岩1 100m以及锚索外露250mm之和，为5 229mm，取值5 300mm。

3.4.7 确定帮锚杆支护参数

根据数值模拟分析结果，皮带巷左、右帮的屈服区域达2.0m，因此帮锚杆长度至少2m以上。

1）帮锚杆长度

由于0.3＜C=1.35＜1.5m，按以下方法确定：

式中：Lbs为锚固安全系数，考虑采动影响，取2；C为巷道两帮破坏深度，1.35m；Δ为锚杆外露长度和锚固段长度之和，取0.8m。经计算，选用长2 400mm螺纹钢锚杆。

2）帮锚杆直径。由式（9）计算，同时为提高顶板支护效果，采用直径22mm螺纹钢锚杆。

3）帮锚杆排距：根据巷道支护施工循环等因素，帮锚杆排距与顶锚杆排距同为1.0m，且帮锚杆每排与顶锚杆每排在巷道断面上的位置保持对应一致。

4）每排一侧帮锚杆数量

式中：Ns为每排帮锚杆数量，根；K为安全系数，取3；Qs为两帮载荷集度，48.5 kN/m；Dr为锚杆排距，取1.0m；Ps为锚杆拉拔力，取90 kN。为提高支护效果，防止滚帮等情况发生，巷帮一侧支护采用4根锚杆，两帮共8根。

5）帮锚杆间距：考虑到帮锚杆规格与顶锚杆相同，且支护巷帮为煤体，强度小于顶板强度，因此帮锚杆的支护间距与顶锚杆同为0.8m。

3.4.8确定帮锚索支护参数

根据数值模拟分析，南九2号煤皮带巷延伸段右侧距煤帮2.14m为最大值点（峰值20.9 MPa），特别是左侧远离煤帮3.07m是应力最大值点（峰值21.0 MPa），已经超过帮锚杆支护范围，因此在两帮支护时，使用帮锚索对围岩加强控制。

1）帮锚索长度：由式（14）得出锚索锚固段长度至少1 179mm，同时巷道左帮最大应力峰值位置为3 070mm，加上锚索外露250mm，得出锚索长度4 499mm，取4 500mm。

2）帮锚索排距：左侧帮锚索排距1.0m，右侧帮锚索排距2.0m。

3.4.9 其它支护配件

1）树脂锚固剂均为先装快速药卷，使用数量如表3所示：

2）锚杆配件：M24×3mm高强螺帽、高强尼龙垫圈、高强调心球垫、150mm×150mm×12mm高强拱型托片（承载力≥255 kN）；4mm×280mm×400mm W型钢板（帮用）。

3）锚索配件：锁具、300mm×300mm×16mm方铁托片。

4）顶网：6号钢筋网，长2.8m，宽1.1m，网孔60mm×60mm。

5）W钢带：厚度4mm，宽280mm，长度4 200mm。

6）帮网：12号铁丝编制的菱形金属网，长2.8m，宽2m。

4 结束语

南九盘区2号煤皮带巷延伸段施工完毕后，根据现场观测，顶板最大下沉值为62mm，底鼓最大值53mm，巷道两侧最大位移值164mm，顶板最大离层值23mm，总位移值均在支护设计预期之内，至今没有发生撕裂钢带、崩断锚杆、扯坏顶帮网现象，支护达到了预期目的，取得了较好效果。

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Roadway Support Practice Based on Geological Mechanics Testing of Surrounding Rock

LIU Fan
(Du'erping Mine,Xishan Coal and Electricity Group,Shanxi Coking Coal Group,Taiyuan 030022,China)

Toimprove the production in south panel 9 ofDu'erpingMine,No.2 belt roadwayextended to the west along the direction of the center line.Combined support with bolt,belt,andmesh was used. Under the condition ofmine pressure andmining,roof sank,resilient amount was large,and floor heave deformed severely.For the extended roadway,it was decided to use geologicalmechanics testing,feature analysis of roadway group stress distribution,and some techniques,including supportingmethods and parameter selection to redesign the roadway in order to ensure the supporting stress and satisfy the requirement ofservice life with all-bolt support.

roadway;geologicalmechanics testing;supportingdesign;practice

TD325

A

1672-5050（2015）05-0053-05

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.018

（编辑：刘新光）

2015-07-06

刘凡（1984-），男，辽宁铁岭人，工程硕士，工程师，从事煤矿技术管理工作。