贺 亮

（大同煤矿集团永定庄煤业有限责任公司， 山西 大同 037024）

1 工程概况

1.1 工作面位置

2141工作面位于21区下山西翼，工作面切眼西到矿井边界煤柱，东为21区下山煤柱，北邻2121工作面（已采），南邻2161工作面（未采）。该工作面上巷为沿空掘巷，设计长度1 439 m（平距）；下巷实体煤掘进，设计长度1 537 m（平距）。上巷对应地表标高为+590.1～+614.2 m，井下标高为-39.4～-64.8 m；下巷对应地表标高为+590.1～+606.8 m，井下标高为-68.7～-97.2 m。工作面平均采深684.4 m。2141工作面下巷的断面形状为拱形，毛断面下宽为4 900 mm，高为3 600 mm；净断面下宽为4 200 mm，高为3 600 mm。巷道为全煤巷道，沿底板掘进，其中顶煤厚度为19 m左右。巷道平均埋深684.4 m。

1.2 现工作面下巷支护情况分析

2141工作面下巷采用36 kg/m的U型钢木背板支护，断面形状为拱形，毛断面下宽为5 500 mm，高为3 700 mm；净断面下宽为4 900 mm，高为3 700 mm。巷道为全煤巷道，沿底板掘进，其中顶煤厚度为19 m左右。2141工作面下巷的支护有如下特点：

1）煤巷道，顶煤厚度大，煤层具有冲击倾向性。

2）巷道在实体煤中掘进，但靠近21201工作面还预留一个150 m的工作面（2161工作面）没有开采，2181工作面已经回采完毕，21201工作面正在回采，2141下巷相当于在一个大煤柱中掘进，该煤柱没有屈服，巷道受高地应力及2101工作面超前支承压力及2181工作面采空区侧向支承压力的共同作用，尤其是高位坚硬岩梁的断裂对2141工作面下巷造成很大影响，使得该巷道围岩储存了大量的弹性能。由于本巷道处于高应力区，所以巷道变形量大且易发生冲击，矿压（两帮移近和顶板下沉）在巷道掘进时将有明显的显现。

巷道破坏严重主要是煤层具有冲击倾向性以及顶板破碎矸石不稳造成的。如果不采取适当的支护措施，巷道围岩的不稳定会愈加剧烈，从而加剧了巷道支护的难度，致使巷道失稳破坏。只有使顶板破碎矸石固化，使之成为一体，发挥其支承作用，才能改善这种状况。基于以上原因，我们通过基础数据测定、理论计算和现场测试，设计出一套经济、安全、快速并且合理的巷道支护方案，确保某煤矿能够正常的进行生产[1]。

2 工作面下巷支护方案的设计

2.1 2141工作面下巷支护改进途径

根据2141工作面下巷的现场实际条件，对该巷道支护改进设计的新方案采用爆破卸压、高压水力压裂卸压，增大巷道断面，减小巷道通风阻力；采用主动支护，提高围岩自身承载能力。

考虑现场巷道围岩情况的变化以及机电运输等方面的因素，断面的收缩率约按15%计算，巷道圆拱设计为半径2 000 mm，巷道宽度4 200 mm，巷道高度3 600 mm。

由于2141工作面下巷为全煤巷道，顶煤厚度为1.9 m左右。从井下情况看，该煤层煤质相对较脆，硬度不高，节理裂隙比较发育，煤层具有冲击倾向性。因此支护对策采用主动支护，采用锚杆+锚索+金属网+喷射混凝土联合支护，简称锚网喷联合支护。在地质条件比较复杂的情况下，采用减小锚杆支护的间、排距，加大锚索的长度等措施处理[2]。

2.2 锚网喷支护参数的设计

2141工作面下巷布置在实煤体2号煤层中，埋深700 m左右。顶煤厚度约为19 m，煤层倾角20°该煤层煤质相对较脆，硬度不高，节理裂隙比较发育，煤层具有冲击倾向性。巷道破坏严重主要是顶板破碎矸石不稳造成的。只有利用锚杆、锚索加固围岩、悬吊下部松动岩石，锚固在围岩深部的稳定岩层中，使顶板破碎矸石固化，发挥支撑作用才能减小巷道的破坏、不稳定程度。由此巷道采用锚网喷联合支护。再根据深井巷道支护原则、原理和方法，巷道断面形状选择为上部呈半圆形，半径r=2 000 mm，下部呈梯形。最后通过计算来确定锚网喷支护参数。

2.2.1 锚索的长度

为了保证顶板锚索能锚固到稳定的煤层中。通常情况下根据钻机的工作能力和巷道围岩岩石的物理力学性质，小型号锚索长度在5.5～9.5 m之间，再考虑到巷道宽度和张拉长度通常为0.4 m等因素。所以锚索的总长度在5.9～9.9 m之间选择。一般设计的锚索长度在6～8 m之间满足要求。所以在这里我们所取锚索的长度确定为7 m[3]。

2.2.2 锚索的支护密度

根据“承载拱”理论，再参考锚固力和试验结果，锚索间、排距应满足下式：

式中：L为锚索长度，m；S为锚索间距，m。所以锚索间距为S≤3.5 m。

根据冲击地压矿井深部巷道不稳定条件和长期以来某煤矿巷道支护经验，锚索间距确定为2 200 mm，排距确定为1 400 mm。

2.2.3 锚杆的长度L

锚杆的长度按如下公式计算：

式中：L1为锚杆在围岩以外所露出的长度，取150 mm；L2为锚杆在围岩以内的有效长度，mm；L3为锚杆锚固段的长度，加长锚固取1 654 mm（使用K2460和Z2460两个药卷）。

锚杆有效长度L2不能小于巷道严重松动破碎的范围。根据以往所支护巷道的破坏情况来看，巷道松动破碎范围大，取锚杆有效长度L2=600 mm，则锚杆长度：L=L1+L2+L3=150 mm+600 mm+1 654 mm=2 404 mm。

综合考虑机电运输、安装、巷道断面收缩率和巷道尺寸等多方面的因素，确定锚杆长度为2400mm[4]。

2.2.4 锚杆间排距的确定

要保证巷道围岩的稳定性，减小巷道的破坏，锚杆必须要有足够的支护强度。根据之前大量巷道支护经验，所设计的支护强度q应在0.25～0.4 MPa之间选取。在这里我们确定为q=0.32 MPa。假设锚杆的支护阻力T在150～180 kN之间选取，并且锚杆的间距和排距相等，则0.7～0.8m。

为了加强围岩的稳定性和巷道总体的支护效果，在这里我们取小值，确定锚杆的间排距为Sj=Sp=700 mm。

2.2.5 锚杆的类型

根据矿井的地质条件以及围岩（煤层）变形特征，在支护设计中，顶板最小支护强度为95 t/m，锚杆系统的最大让压距离为30 mm，让压点170～200 kN。而且要求锚杆工况点应在弹性范围内[5]。

根据以上要求，选用高强高预应力让压锚杆（如图1所示），其具体参数如下：

图1 高强高预应力让压锚杆

杆体直径d=22 mm，锚杆有效长度L=2 200 mm；

杆体材料为Q500矿用高强螺纹钢，其屈服荷载大于100 kN，抗压荷载大于250 kN。

2.2.6 喷射混凝土

喷层厚度t=80 mm，抗压强度Sc=22.8 MPa，剪切强度 τb=5 MPa。

3 理论验算锚喷网支护设计参数的可行性

实测原岩应力P0=30 MPa；视密度为ρ=2 638 kg/m3；弹性模量 E=9.07×103MPa；泊松比 μ=0.25；黏聚力C=1 MPa；内摩擦角φ=39°；R0为半圆拱巷道拱半径，取2 m。

3.1 锥形剪切体参数的计算

起始破坏角α：

椎形剪切体底宽h：

相邻锚杆间的半夹角δ：

承载环厚度W：

承载环剪切长度S：

剪切滑移线水平轴的平均夹角θ：

在S范围内锚杆根数n：

式中：e为锚杆间距，取0.7 m。

代入数据计算得n=4。

锚杆与破坏面的夹角β：

3.2 围岩锚固后的凝聚力C1

式中：i为锚杆排距，取0.7 m；τs为锚杆抗拉强度，200 MPa；F为垂直于加载方向试件的断面积，3.14 cm2。

代入数据计算得C1=1.13 MPa。

3.3 锚喷后围岩塑性区半径Rp

式中：Pi为喷层抗力，取0.64 MPa。

代入数据计算得Rp=3.3 m。

3.4 锚喷后围岩松动区半径Rb

代入数据计算得Rb=2.87 m。

3.5 锚杆间距和锚杆有效长度验算

锚杆间距

锚杆的有效长度2.2 m＞Rp-R0=3.3-2=1.3 m＞Rb-R0=2.87-2=0.87 m，说明锚杆长度大于松动圈和塑性区，锚杆的长度能够满足巷道支护的需要[6]。

图2 承压拱理论计算图

4 结论

在进行上述理论验算之后，证明了支护形式的选择和支护参数的确定都是可行的。只有把巷道两帮位移和顶底板移近量控制到允许的范围之内才能够满足矿井的安全生产。为了保证矿井安全、高效、经济的进行生产，就要选择一种最合理的支护方案，该支护方案的合理与否需要通过进一步通过现场工业性试验来进行验证。

参考文献

[1]王猛，柏建彪，王襄禹.深部倾斜煤层沿空掘巷上覆结构稳定与控制研究[J].采矿与安全工程学报，2015（3）：372-374.

[2]李学彬，杨仁树，高延法.杨庄矿软岩巷道锚杆与钢管混凝土支架联合支护技术研究[J].采矿与安全工程学报，2015（2）：201-204.

[3]王卫军，袁越，余伟健.采动影响下底板暗斜井的破坏机理及其控制[J].煤炭学报，2014（8）：728-731.

[4]王飞，刘洪涛，张胜凯.高应力软岩巷道可接长锚杆让压支护技术[J].岩土工程学报，2014（9）：56-58.

[5]谢生荣，谢国强，何尚森.深部软岩巷道锚喷注强化承压拱支护机理及其应用[J].煤炭学报，2014（3）：323-325.

[6]孟庆彬，韩立军，乔卫国.赵楼矿深部软岩巷道变形破坏机理及控制技术[J].采矿与安全工程学报，2013（2）：193-195.