曹明世

(陕西双龙煤业开发有限责任公司，陕西 黄陵 727306)

关健词：回采巷道；支护强度；二次加强支护

0 引言

支护强度是控制巷道围岩剧烈变形的关键因素，只有支护强度大于巷道压力时，才能有效地控制巷道的剧烈变形。为提高巷道支护强度，减少回采过程中回风巷道围岩变形及底鼓，保证工作面的安全高效回采，拟在双龙煤矿104辅助运输顺槽选定一段区域进行二次加强支护试验，为后期矿井掘进施工的支护参数优化提供科学依据。

1 工程背景

104工作面煤层赋存稳定，工作面走向长平均为1 972.5 m，倾向长235 m，面积为463 537 m2，煤层平均厚度为2.5 m，煤层结构简单，煤层倾角2°～5°为肥气煤；煤层顶板为砂岩，层理发育，易冒落，底板为灰质泥岩，遇水易膨胀底鼓，易引起煤壁片帮。巷道沿煤层底板掘进，顶板采用锚网索支护，锚杆规格为φ22 mm×2 500 mmⅡ级左旋螺纹无纵筋钢筋锚杆，锚索规格为φ17.8 mm×9 300 mm，网为φ6.5 mm盘圆焊接钢筋网片，网片2 600 mm×1 200 mm；巷道两帮采用锚网支护，煤壁侧锚杆规格为φ22 mm×2 600 mm玻璃钢锚杆，网长×宽=2 600 mm×1 200 mm的双抗网，煤柱侧锚杆规格为φ22 mm×2 600 mm玻璃钢锚杆，网长×宽=2 600 mm×1 200 mm的双抗网，支护示意图如图1所示。

图1 巷道支护示意图

104工作面回风顺槽系已回采103工作面辅运顺槽，该巷道自形成到投入使用时间间隔长，受103工作面采空区及104工作面采动影响大，巷道顶板下沉变形并形成兜渣；顶板多处锚杆(索)失效，帮锚断裂，约占全断巷道的1/10；巷道全段底鼓，严重段底鼓量达1.5 m。采用常规的拉底，断裂处补支锚杆索等处理方式后，支护状况虽得到一定程度的有效改观，但整体效果不明显。

2 二次加强支护设计

双龙煤矿巷道普遍采用锚索网喷支护，围岩体在地应力的作用下，由于时间较短，岩体主要表现为弹塑性，随着围岩体承载时间的增长，以及受邻近工作面的采动影响，岩体性质逐渐表现出黏性，巷道围岩分为粘塑性区、粘弹性区。粘塑性区又分为粘塑性应变软化区和粘塑性破碎区。有鉴于此，需要对原有支护条件下的巷道进行二次加强支护，在计算时按粘弹性及粘塑性力学进行计算，这里对微分方程的解不做推导，直接引用河南理工大学李大伟教授所推导出的相关解答予以计算。

2.1 基本方程

粘弹性区物理方程为

(1)

σij(t)=3Kεij(t)

(2)

静力平衡方程

(3)

粘弹性区分粘弹性应变软化区、粘弹性破碎区；其基本方程均为平衡方程和莫尔-库伦准则。粘塑性应变软化区莫尔-库伦准则为

(4)

粘塑性破碎区莫尔-库伦准则为

(5)

式中：σr(t)，σθ(t)—补强支护后径向应力、切向应力随时间t变化的函数变量；C(t)—粘塑性应变软化区黏聚力，为时间t的函数变量；C*(t)—粘塑性破碎区黏聚力，为时间t的函数变量；φ(t)—粘塑性应变软化区和粘塑性破碎区的内摩擦角，为时间t的函数变量；B0—初次支护阶段围岩的弹塑性力学参数；α—初次支护阶段的围岩体剪胀扩容系数。

2.2 计算结果

对于以上基于流变理论的计算结果如锚杆有效长度Lm、锚杆锚固端位置半径Rm及锚杆施加的工作阻力支护强度等参数直接引用李大伟教授推导公式，并结合《煤矿巷道断面和交叉点设计规范》对二次加强支护参数进行计算，得出双龙煤矿巷道二次加强支护的各支护参数。本次计算选取双龙煤矿104工作面煤层为计算层位，具体计算过程如下

计算参数：v=0.31，E=5 090 MPa，α=2，φ=30°，φ(t)=20°，p0=11.5 MPa，C=3.64 MPa，C*=0.72 MPa，C(t)=1.21 MPa，C*(t)= 0.49 MPa，R0=2 m，Rm= 4.25 m，G0=1 600 MPa，G∞=1 100 MPa，Mc=130 MPa。

计算初次支护阻力q

q=p/(l1×l2)=195×10-3/(0.8×0.8)=0.305 MPa。

锚杆有效长度Lm、锚杆锚固端位置半径Rm。

Lm=2.5 m；Rm=4.9 m。

2.3 二次加强支护方案

根据《煤矿巷道断面和交叉点设计规范》确定，在巷道宽度较大、围岩条件较差时，在顶板或拱部增加锚索加强支护。结合上述李大伟教授推导公式所得出的计算结果，确定在原有锚索梁支护基础上，在每相邻两排锚索梁之间增加一排一带四索的钢带索联合支护，另外在煤柱侧补支φ22 mm×2 500 mmⅡ级左旋螺纹无纵筋钢筋锚杆，煤壁侧补支φ22 mm×2 600 mm玻璃钢锚杆。支护材料参数及规格见表1。

顶板钢带锚索托梁采用T140型钢带，带长3.8 m，锚索间距1 m，排距2.4 m。

煤柱侧使用φ22 mm×2 500 mm钢筋锚杆，间排距1 600 mm×800 mm，锚固剂：1节MSK23/70，1节MSZ23/35。煤壁侧补支φ22 mm×2 600 mm玻璃钢锚杆，间排距1 600 mm×800 mm，锚固剂：1节MSK23/70，1节MSZ23/35。二次加强支护示意图如图2所示。

表1 支护材料参数及规格

图2 二次加强支护示意图

锚索施工质量必须符合《双龙煤业关于下发锚杆索施工管理办法通知》文件规定。锚索预紧力≥210 kN(42 MPa)，锚索锚固力≥230 kN(45 MPa)。锚固指标：锚索露出锁具200～250 mm，锚深9 000 mm。施工过程中需补支锚杆和重新挂网，执行原支护参数规定。施工完成后在该段安设顶板离层仪、锚杆索测力计，设专人对顶底板位移情况进行观测，整理相关数据并进行对比分析。

3 支护效果监测分析

为了观测二次加强支护的效果，探究支护参数的合理性，分别在巷道二次加强支护段和原支护段设置了相应的观测站，对围岩表面位移、顶板离层情况、锚杆载荷进行观测，在104工作面回采期间对其进行相应的观测。分别对煤柱侧帮部2 m深位置处、10 m深位置处多点位移进行数据统计，对顶板锚索以及煤柱侧帮部锚杆受力进行分析，分别如图3～图6所示。

图3 2 m位置处位移

图4 10 m位置处位移

图5 帮部锚杆受力

图6 顶板锚索受力

由图3可知，原支护煤柱浅部位移量逐渐增加，基本呈线性变化特征；而在二次加强支护段，煤柱侧浅部位移量变化为0，即二次加强支护有效控制了巷道围岩浅部位移量。

由图4可知，在煤柱侧帮部10 m位置处位移量，在原支护和二次加强支护条件下，基本呈现线性变化特征，而二次加强支护煤柱内深部位移量较原支护位移量大，分析其原因是由于二次加强支护有效地支护了巷道围岩，使支护范围内的煤体和锚杆形成协同统一体，但由于煤柱内所受支承压力较大，导致煤柱内深部位移相对较大。

由图5可知，帮部锚杆受力在原支护与二次加强支护情况下，随着工作面的不断推进，其受力缓慢增加，变化曲线基本保持平行，但二次加强支护所受力较原支护锚杆受力一直较大，分析其原因为二次加强支护条件下，锚杆初始预紧力较高。

由图6可知，原支护与二次加强支护情况下，锚索受力基本保持原有预紧力不变，即104工作面采动对辅助运输巷的内锚索受力影响不是很大。即在原支护与二次加强支护的情况下，锚杆(索)受力并没有表现出明显的差异性特征。

4 结论

(1)采用在原有锚索梁支护基础上，顶板在每相邻两排锚索梁之间补支一排一带四索的钢带索联合支护，煤柱侧补支φ22 mm×2 500 mmⅡ级左旋螺纹无纵筋钢筋锚杆，煤壁侧补支φ22 mm×2 600 mm玻璃钢锚杆的二次加强方案。

(2)二次加强支护较原支护条件，锚杆(索)受力变化特征没有明显的差异性，巷道围岩浅部位移量显著降低。

(3)二次加强支护有效地支护了巷道围岩，使支护范围内的煤体和锚杆形成协同统一体，有效控制了巷道围岩浅部位移量，降低了巷道围岩塑性区，确保了巷道围岩稳定性，为采煤工作面安全生产创造了有利条件。