張 剛

(神華寧夏煤業(yè)集團(tuán)雙馬煤礦，寧夏回族自治區(qū)銀川市，750001)

巷道圍巖的穩(wěn)定性不僅關(guān)系到煤礦的開采和安全，而且還與巷道的維修量、工人的勞動強(qiáng)度以及煤礦的生產(chǎn)效率息息相關(guān)。因此，加強(qiáng)對巷道圍巖結(jié)構(gòu)的支護(hù)措施研究，不但可以保障煤礦的安全生產(chǎn)，還可以顯著提高煤礦的經(jīng)濟(jì)效益。

錨桿支護(hù)技術(shù)應(yīng)用于我國的煤礦巷道支護(hù)至今已有60多年的歷史，發(fā)展歷程從早期的低強(qiáng)度、被動支護(hù)錨桿技術(shù)到從澳大利亞引進(jìn)的高強(qiáng)度錨桿支護(hù)技術(shù)再到最新研發(fā)出的高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿支護(hù)技術(shù)。隨著錨桿支護(hù)技術(shù)的不斷發(fā)展，我國煤礦的開采深度、地質(zhì)條件的復(fù)雜程度也在不斷增加。

目前，國內(nèi)外學(xué)者在巷道支護(hù)技術(shù)方面的研究取得較多有益的成果。劉輝等研究人員針對巷道的變形問題，研究了錨桿預(yù)緊力的作用機(jī)理；陳勇等研究人員分析了錨桿支護(hù)結(jié)構(gòu)與巷道圍巖變形和應(yīng)力分布的關(guān)系，揭示了巷內(nèi)錨桿支護(hù)機(jī)制；曹懷建等研究人員研究了不同錨桿長度和不同錨桿間距對巷道圍巖應(yīng)力分布的影響；康紅普等研究人員揭示錨桿支護(hù)對沖擊地壓巷道變形的本質(zhì)作用，提出高沖擊韌性錨桿支護(hù)原則；何滿潮等研究人員針對錨桿支護(hù)設(shè)計參數(shù)和方法的不確定性，研究了錨桿支護(hù)圍巖穩(wěn)定可靠度分析中抗力和荷載的計算方法，分析了錨桿支護(hù)煤巷的穩(wěn)定可靠度；戴俊等研究人員研究了圍巖與錨桿共同作用原理，提出了錨桿支護(hù)的優(yōu)化方法；康紅普、林健和李建波等研究人員詳細(xì)研究了錨桿與圍巖的作用機(jī)理，并將錨桿支護(hù)成功應(yīng)用到工程實際中，取得了較好的應(yīng)用效果。

本文針對雙馬煤礦大斷面巷道的支護(hù)設(shè)計方法進(jìn)行研究，在創(chuàng)新性的支護(hù)原理和設(shè)計理念上，采用新的支護(hù)方案和設(shè)計參數(shù)，最終確定煤巷錨桿支護(hù)的參數(shù)和方法。

1 圍巖力學(xué)指標(biāo)測試

雙馬煤礦4-2煤層賦存結(jié)構(gòu)簡單，層位穩(wěn)定，不含夾矸且煤類單一，該煤層分布為穩(wěn)定可采煤層。煤層平均傾角為11°，最大厚度為2.8 m，最小厚度為1.35 m，平均厚度為1.67 m，屬中厚煤層。

1.1 頂?shù)装鍡l件

匯總相關(guān)地質(zhì)資料可知，4-2煤層直接頂為深灰色泥巖，厚度為5.14～6.27 m，平均厚度為5.81 m，頂板裂隙不甚發(fā)育。老頂為灰、灰白色中厚層之中粒砂巖和細(xì)粒砂巖，鈣硅質(zhì)膠結(jié)，分選良好，含有泥巖包裹體；斜層理明顯，裂隙發(fā)育不明顯；個別地段的老頂為細(xì)粒砂巖及粉砂巖。直接底為深灰色、黑色泥巖，含有植物根、莖化石及炭質(zhì)碎屑，平均厚度為3.86 m；水平層理發(fā)育，強(qiáng)度較低，無底鼓現(xiàn)象。老底為灰、灰白色中厚層之中粒砂巖和細(xì)粒砂巖。

1.2 圍巖力學(xué)性質(zhì)試驗

1.2.1 試樣采集與制作

(1)試樣采集。本試驗所用試樣取自4-2煤層切眼巷道處。試樣采集按照國家標(biāo)準(zhǔn)《煤和巖石物理力學(xué)性質(zhì)測定方法第一部分：采樣基本規(guī)定》(GB/T 23561.1-2009)規(guī)定執(zhí)行。現(xiàn)場試樣用內(nèi)徑為85 mm取芯鉆直接鉆取。在頂板中部合適位置向上取>15 m的巖芯。在底板中部合適位置向上取>10 m的巖芯。在迎頭4-2煤層水平取>5 m的巖芯。取樣數(shù)量為：直接頂(泥巖)中長度大于10 cm的所有巖芯；老頂(砂巖)中長度大于10 cm的巖芯8塊；直接底(泥巖)中長度大于10 cm的巖芯8塊；老底(砂巖)中長度大于10 cm的巖芯8塊；由于迎頭4-2煤層中長度大于10 cm的巖芯無法取得，故取長度為50 cm、寬度為50 cm、厚度為15 cm左右的煤塊。

(2)試樣制作。試驗共累計加工?50 mm×100 mm巖樣試件16塊、?50×100 mm煤樣試件5塊、?50×40 mm巖樣試件7塊。其中，劈裂試驗為頂板3個、底板4個；單軸試驗為頂板3個、煤2個、底板4個；三軸試驗為頂板3個、煤4個、底板4個。

1.2.2 試驗設(shè)備

試驗設(shè)備采用TAW-2000煤巖三軸伺服試驗機(jī)(包括采集速度為0.1 ms的高速計算機(jī)數(shù)據(jù)采集處理系統(tǒng)、引伸計及配套的載荷和位移傳感器、劈裂夾具)。

1.2.3 試驗結(jié)果

試驗獲得的巖石基本力學(xué)參數(shù)包括：單軸抗壓強(qiáng)度Rc、單軸抗拉強(qiáng)度Rt、彈性模量Et、粘聚力c和內(nèi)摩擦角φ，具體如下：

(1)頂板：Rc=55.15 MPa，Et=17.2 GPa，ν=0.21，Rt=5.96 MPa，c=18.15 MPa，φ=28.94°；

(2)煤體：Rc=8.77 MPa，Et=2.97 GPa，ν=0.28，c=2.31 MPa，φ=21.55°；

(3)底板：Rc=82.43 MPa，Et=19.05 GPa，ν=0.37，Rt=8.06 MPa，c=19.23 MPa，φ=38.37°。

根據(jù)巖芯的實驗結(jié)果，可以進(jìn)一步地進(jìn)行4-2煤層切眼巷道的圍巖分類。

2 圍巖分類

選取圍巖節(jié)理發(fā)育程度(J)、松動圈(D)、地壓系數(shù)(P) 作為綜合分類指標(biāo)。D、P為巷道埋深(H)、跨度(B)、直接頂與煤層厚度的比值(N) 以及圍巖強(qiáng)度(Rc) 等指標(biāo)的綜合，具體計算如下。

2.1 圍巖強(qiáng)度(Rc)

圍巖強(qiáng)度計算見式(1)：

(1)

式中：σ、σ1、σ2——分別為兩幫、直接頂(或煤層)及底板抗壓強(qiáng)度，MPa；

h、h1、h2——分別為巷道高度、直接頂、直接底巖層厚度，m。

將巖芯的實驗結(jié)果帶入式(1)可得Rc=7.6 MPa。

2.2 松動圈(D)

松動圈計算見式(2)：

(2)

式中：k′——節(jié)理影響系數(shù)(k′=0.8，節(jié)理不發(fā)育；k′=0.9～1.0，節(jié)理中等發(fā)育；k′=1.0～1.1，節(jié)理較發(fā)育；k′=1.1～1.2，節(jié)理發(fā)育)；

B——巷道寬度，m；

f——圍巖普氏系數(shù)；

H——巷道高度，m。

依式(2)可得D=1.0 m(取k′=1.0)。

2.3 地壓系數(shù)(P)

地壓系數(shù)計算見式(3)：

(3)

式中：N——直接頂(或頂煤)厚度，m。

依式(3)可得P=1.22。

2.4 綜合評價圍巖穩(wěn)定性的統(tǒng)計判據(jù)(L)

綜合評價圍巖穩(wěn)定性的統(tǒng)計判據(jù)計算見式(4)：

L=0.5D+0.866P

(4)

式(4)中，L越大，則巷道支護(hù)就越困難。綜合評價圍巖穩(wěn)定性的統(tǒng)計判據(jù)(L)見表1。

表1 綜合評價圍巖穩(wěn)定性的統(tǒng)計判據(jù)(L)

依式(4)可得L=1.54。由計算得到的D、P、L值，并結(jié)合已知節(jié)理中等發(fā)育這4個指標(biāo)，依據(jù)綜合指標(biāo)分類法可得4-2煤層切眼巷道圍巖為II～I(xiàn)V類圍巖。

3 支護(hù)機(jī)理選擇

3.1 錨桿支護(hù)機(jī)理的甄別

3.1.1 錨桿支護(hù)理論

錨桿的支護(hù)理論較多，比較經(jīng)典的理論有懸吊理論、組合梁理論、拱形壓縮帶理論、加固理論(增強(qiáng)理論)、中性點理論等，目前使用較多的如下。

(1)圍巖松動圈巷道錨桿支護(hù)理論。圍巖松動圈巷道錨桿支護(hù)理論認(rèn)為：錨桿支護(hù)的主要對象是松動圈產(chǎn)生和發(fā)展過程中的碎脹變形力。對圍巖狀態(tài)研究發(fā)現(xiàn)，松動圈的厚度值Lp是圍巖應(yīng)力P與圍巖強(qiáng)度R的復(fù)雜函數(shù)，即Lp=f(P，R)。Lp是一個綜合性指標(biāo)，它的大小反映了支護(hù)的難易程度，而且大量數(shù)據(jù)表明，松動圈厚度與巷道跨度(一般3～5 m 范圍)及有無支護(hù)等關(guān)系不大。松動圈厚度大小與錨桿受力及錨桿的作用機(jī)理有直接關(guān)系，松動圈厚度值類別(小、中和大3類松動圈)不同，錨桿支護(hù)作用機(jī)理也不同。

(2)頂板增強(qiáng)理論與幫、角增強(qiáng)理論。頂板增強(qiáng)理論認(rèn)為：頂板是支護(hù)的主要矛盾，應(yīng)采用強(qiáng)力支護(hù)措施保證頂板支護(hù)效果。提出支護(hù)系統(tǒng)初期應(yīng)具有較高的支護(hù)剛度與強(qiáng)度，能有效控制頂板的不連續(xù)變形，同時支護(hù)系統(tǒng)還應(yīng)具有足夠的延伸率，允許巷道圍巖有一定的變形量，使高應(yīng)力得以釋放。幫部增強(qiáng)理論認(rèn)為，幫部是支護(hù)的主要矛盾，認(rèn)為巷道的破壞源于幫部和角部的破壞。幫部一旦發(fā)生破壞，巷道跨度將進(jìn)一步增大，巷道支護(hù)難度將進(jìn)一步增加。強(qiáng)幫、強(qiáng)角理論與技術(shù)近幾年在西山礦區(qū)和汾西礦區(qū)得到了推廣應(yīng)用，基于強(qiáng)幫、強(qiáng)角支護(hù)的巷道在抵抗動載方面也顯示出其優(yōu)越性。

3.1.2 錨桿支護(hù)理論的選取

針對頂、底板的物理、力學(xué)性質(zhì)特點和參數(shù)測試取值，經(jīng)過對比分析錨桿支護(hù)理論的作用機(jī)理、特點和適用性條件，錨桿支護(hù)選取的設(shè)計理論為：一是支護(hù)設(shè)計參數(shù)采用錨桿的懸吊理論；二是支護(hù)理念采用強(qiáng)幫、強(qiáng)角理論；三是支護(hù)荷載采用松動圈理論和普氏地壓理論來估算。

4 錨桿支護(hù)設(shè)計研究

4.1 錨桿支護(hù)參數(shù)設(shè)計

4.1.1 錨桿長度

錨桿長度按照功能長度計算見式(5)、式(6)和式(7)：

式中：L頂、L幫——分別為頂和幫的錨桿長度，m；

l1——錨桿外露長度，取0.1 m；

D——松動圈厚度，m。

l2——頂錨桿伸入松動圈外長度，取0.25 m；

l3——頂錨桿錨固長度，取0.3 m；

Z——幫錨桿伸出非有效承載區(qū)的最小錨固深度，取0.5 m；

l4——兩幫有效承載區(qū)深度，m；

f煤——煤層普氏系數(shù)。

依式(5)、式(6)和式(7)可得頂錨桿和幫錨桿長度為別為1.63 m和1.95 m。

錨桿長度按照半經(jīng)驗計算公式計算，頂板錨桿和幫錨桿計算見式(8)和式(9)：

式中：B——巷道寬度，m；

k——與圍巖性質(zhì)等有關(guān)的系數(shù)，一般取3～5；

H——巷道高度，m。

依式(8)和式(9)可得頂錨桿和幫錨桿長度為2.15 m和2.13 m。

錨桿長度計算見式(10)：

L=k(1.5+B/10)

(10)

式中：k—圍巖影響系數(shù)，一般取0.9～1.2，圍巖穩(wěn)定性差時取大值。

依式(10)可得，當(dāng)k取1.1時，錨桿長度為1.95 m。

綜合考慮計算結(jié)果，并結(jié)合雙馬煤礦的現(xiàn)場實際情況，取頂錨桿和幫錨桿的長度均為2.2 m。

4.1.2 錨桿直徑

頂和幫錨桿均選用礦用高強(qiáng)螺紋鋼，錨桿直徑設(shè)計依據(jù)式(11)計算：

(11)

式中：F——單根錨桿設(shè)計錨固力，頂錨桿和幫錨桿分別為70 kN(巖石)和50 kN(煤體)；

py——錨桿材料的屈服強(qiáng)度，MPa。

由式(11)可分別計算出頂錨桿和幫錨桿的直徑分別為0.016 m和0.0178 m，設(shè)計時取頂和幫錨桿直徑均為22 mm。

4.1.3 錨桿錨固長度

錨桿錨固長度計算見式(12)：

(12)

式中：l——錨桿錨固長度，m；

d——鉆孔孔徑，mm；

p——樹脂藥卷與鉆孔壁之間的粘結(jié)強(qiáng)度，頂板為5 MPa(巖石)，兩幫為1 MPa(煤體)。

由式(12)可得頂錨桿(巖石)和幫錨桿(煤體)的計算錨固長度分別為170 mm和590 mm。設(shè)計時，取頂錨桿和幫錨桿的設(shè)計錨固長度均為600 mm。

4.1.4 錨桿間排距

(1) 按照理論計算，錨桿支護(hù)密度計算見式(13)、式(14)、式(15)、式(16)和式(17)：

式中:Ps頂，Ps幫——分別為頂錨桿和幫錨桿支護(hù)密度，根/m2；

k——安全系數(shù)；

γ′、γ——分別為頂巖層容重和幫煤體的容重，kN/m3；

Q——考慮采動影響的煤幫側(cè)壓，MPa；

kd——采動影響系數(shù)；

b′——巷道一側(cè)松動寬度，m；

h——煤層厚度；

ω，α——分別為兩幫煤體的似摩擦角和煤層傾角，ω=arctanfz；

b——潛在平衡拱高度，m；

a——巷道頂板有效跨度之半，m；

fz——直接頂綜合普氏系數(shù)；

ky——頂部煤巖類型系數(shù)，一般取0.4。

由式(13)、(14)可分別計算出頂錨桿和幫錨桿的支護(hù)密度為1.16根/m2、1.07根/m2，則1/Ps頂= 0.86 m2/根，1/Ps幫=1.03 m2/根。由此取頂錨桿的間排距為900 mm×900 mm。幫錨桿間距s計算見式(18)：

(18)

為了便于現(xiàn)場施工，取幫錨桿間排距與頂板一致，因此取幫錨桿間排距s為900 mm。

(2)按照半經(jīng)驗計算公式計算，幫錨桿間排距計算見式(19)和式(20)：

式中：s——幫錨桿間排距，mm；

σc——錨桿安設(shè)部位巖體/煤單軸抗壓強(qiáng)度，kN/m2；

γ——該部位巖體容重, kN/m3；

l——錨桿長度，m；

k——節(jié)理影響系數(shù)(節(jié)理不發(fā)育k=0.8，中等發(fā)育k=0.9～1.0，較發(fā)育k=0.9 ～1.0，很發(fā)育k=1.1～1.2)。

由式(19)和式(20)可得幫錨桿間距為0.93 m，最后綜合考慮理論計算和半經(jīng)驗計算的計算結(jié)果，并結(jié)合雙馬煤礦的現(xiàn)場實際，取頂錨桿間排距和幫錨桿間排距均為900 mm×900 mm。

4.1.5 幫錨桿的長度校核

一般來說，需要進(jìn)行幫部錨桿的長度校核。但因巷道一側(cè)松動寬度b′小于兩幫有效承載區(qū)深度l4，因此，幫錨桿的長度無需進(jìn)行修正。

4.1.6 錨桿參數(shù)設(shè)計的取值

錨桿參數(shù)計算值與設(shè)計值見表2。

表2 錨桿參數(shù)計算值與設(shè)計值

4.2 錨桿支護(hù)設(shè)計方案

通過設(shè)計得到4-2煤層切眼巷道錨桿支護(hù)參數(shù)為：頂板采用?22 mm×2000 mm的礦用高強(qiáng)螺紋鋼錨桿并配金屬網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距為900 mm×900 mm；兩幫采用?22 mm×2000 mm的礦用高強(qiáng)螺紋鋼錨桿并配金屬網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距為900 mm×900 mm。由此做出的雙馬煤礦4-2煤層切眼大巷斷面設(shè)計如圖1所示。

圖1 雙馬煤礦4-2煤層切眼大巷斷面設(shè)計

5 結(jié)語

(1)對雙馬煤礦4-2煤層切眼巷道圍巖的地質(zhì)力學(xué)參數(shù)進(jìn)行了測試，測試結(jié)果如下：頂板為55.15 MPa，底板為55.81 MPa，煤層為8.77 MPa。在此基礎(chǔ)上，進(jìn)行了雙馬煤礦4-2煤層切眼巷道圍巖穩(wěn)定性分類研究，依據(jù)綜合指標(biāo)分類法得出4-2煤層的切眼巷道屬于II～I(xiàn)V類圍巖。

(2)在對雙馬煤礦4-2煤層切眼巷道圍巖的地質(zhì)力學(xué)評估和圍巖分類的基礎(chǔ)上，通過理論計算與分析，提出了適用于雙馬煤礦4-2煤層切眼巷道的錨桿支護(hù)理論與技術(shù)：一是支護(hù)荷載的估算采用松動圈理論和普氏地壓理論；二是支護(hù)理念采用強(qiáng)幫、強(qiáng)角理論；三是支護(hù)參數(shù)設(shè)計采用錨桿的懸吊加固理論。

(3)基于動態(tài)設(shè)計理念和先進(jìn)的強(qiáng)幫、強(qiáng)角煤巷錨桿支護(hù)理論與技術(shù)，給出了雙馬煤礦4-2煤層切眼巷道的錨桿支護(hù)設(shè)計方法和設(shè)計流程以及最終錨桿支護(hù)的設(shè)計方案。與原有支護(hù)設(shè)計相比，新的支護(hù)方案和設(shè)計參數(shù)在支護(hù)原理和設(shè)計理念上具有較大的創(chuàng)新性。