容大煤业6 号煤层巷道支护设计及参数计算

郝伟伟

（山西中阳桃园容大煤业有限公司，山西 吕梁 033400）

引言

以围岩稳定性分级为基础的工程类比法是目前国内外隧洞与地下工程锚喷设计的主要方法。但在施工前的设计阶段，对围岩性态的认识往往是不全面或不透彻的，很难对围岩稳定性级别作出准确的判断，只有在隧道开挖后围岩特性被充分揭示，特别是在喷锚支护施工后，围岩—喷锚支护相互作用、共同工作的性能被监控量测的信息所揭露后，才能对锚喷支护的适应性、安全性以及是否需要对设计参数进行调整作出正确的判断，因此隧洞与地下工程锚喷支护设计必须采用工程类比与监控量测相结合的方法。目前理论分析的方法取得了长足进展，理论验算法已成为大型或复杂地下工程锚喷支护设计的一种重要辅助方法[1]。

1 容大煤业井田概况

容大煤业井田位于吕梁市中阳县北约21 km 处金罗镇乡前王家坡村、舍窠村一带，行政区划属金罗镇乡管辖。井田地理坐标为东经111°11′31″～111°13′28″、北纬37°25′37″～37°27′19″。开采深度为由1 210 m 至850 m 标高。

井田南距中阳县县城约21 km，西北距离石区约27 km，西距209 国道及孝柳铁路朱家店站约7 km，由简易公路相连，沿209 国道向北可至吕梁市离石区，并与307 国道和青银高速公路相连，经太原可通往全国各地，沿孝柳铁路向东南可与南同蒲铁路相通，交通运输均较方便。

2 锚杆支护设计方法

受采动影响的巷道是指地下矿山开采中受采矿工作面开采（采场爆破）、采空区及放顶等影响的巷道。对煤矿来说，包括采煤工作面回采巷道（顺槽、开切眼、回撤通道及联络巷等），受采动影响的采区上下山与集中巷，及受采动影响的大巷与硐室等[2]。

受采动影响巷道的支护形式与参数主要根据受采动影响程度、围岩地质与生产条件确定。受采动影响巷道承受不断变化的采动力作用，最大采动应力一般高出原始应力数倍，导致围岩应力集中严重，变形增大。因此，支护形式应以预应力锚杆为主，既能有效控制围岩离层、结构面滑动、裂隙张开等有害变形，又具有一定的延伸率，允许围岩有一定的持续变形，使高应力得以释放[3]。

根据巷道条件，可选择采用锚杆支护、锚杆金属网支护、锚杆-钢带支护、锚杆-钢带（梁）-金属网支护等支护形式。受采动影响巷道的使用条件有很大区别。对于服务年限很短（2 年以内），且围岩受风化影响小的回采巷道，一般只采用锚杆支护，无须喷射混凝土支护；对于围岩受风化影响严重的巷道，及服务时间长的采区上下山、集中巷，大巷与硐室等，应采用锚喷支护；对于服务时间长、围岩变形大的巷道，宜采用韧性较大的钢纤维喷射混凝土支护[4]。

对于受强烈采动影响、围岩破碎的大变形巷道，单独采用锚杆、锚喷支护，不能有效控制围岩变形，不能保证巷道安全。在这种条件下，可将锚固与注浆有机结合，通过注浆充填围岩内的裂隙，将破碎围岩固结起来，改善围岩力学性质，提高围岩整体强度；也可将锚杆、锚喷支护与金属支架联合使用，采用U 型钢可缩性支架支护巷道[5]。

为全面了解受采动影响巷道围岩支护体系的受力与变形状况，应及时进行采动应力、围岩变形、锚喷支护受力与变形的监测。根据监测数据评价巷道支护效果与安全程度，必要时，应调整锚喷支护形式与参数。

大量实践经验证明，单独采用任何一种方法都不符合巷道围岩复杂性和多变性的特点，因而达不到理想的设计效果。只有采用包括试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测的动态信息设计方法，才是符合井下巷道围岩特性的科学的设计方法。其中试验点调查包括围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试等内容，在此基础上进行地质力学评估和围岩分类，为初始设计提供可靠的参数。初始设计采用数值计算和经验法相结合的方法进行，根据围岩参数和已有实测数据确定出比较合理的初始设计。然后将初始设计实施于井下，并进行详细的围岩位移和锚杆受力监测，根据监测结果验证或修正初始设计。正常施工后还要进行日常监测，保证巷道安全。本设计包括试验点调查和地质力学评估，锚杆支护初始设计，井下施工所需材料、设备和工艺，矿压监测设计和仪器等内容。

确定支护参数的原则：

1）“三高一低”。高强度，高刚度，高可靠性，低密度。

2）临界支护强度刚度。支护强度刚度不能低于临界。

3）高预紧力。高预紧力为关键参数，应达到杆体屈服载荷30%～60%。

4）相互匹配。支护参数须相互匹配，保证支护整体性能。

3 巷道支护设计方案

巷道断面形状应根据巷道的用途、围岩条件、矿压特点、服务年限、支护方式、掘进工艺等因素确定，并应符合承压性能好、断面利用率高、掘进与支护费用低的施工要求。设计了主要针对6 号煤层二采区下山及回采巷道，见表1。

表1 主要设计巷道情况

4 理论计算

锚杆支护理论计算法主要是利用悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论、组合拱（压缩拱）理论以及其他各种力学方法，分析巷道围岩的应力与变形，进行锚杆支护设计，给出锚杆支护参数的解析解。下面采用自然平衡拱理论，确定相应的锚杆支护参数。

根据6 号煤层巷道形状和围岩变形特点，采用自然平衡拱理论进行计算。煤帮破坏深度C 的计算如下：

式中：Kcx为巷道周边挤压应力集中系数；γ 为巷道上方至地表间地层的平均重力密度；H 为巷道距地表深度；B 为表征采动影响程度的无因次参数；fy为煤层坚固性系数；h 为巷道轮廓范围内煤层厚度；φ 为煤的内摩擦角。

将相关数据代入式（1），可得到四条巷道两帮破坏深度据结果，计算结果见表2。

表2 6 号煤层二采区巷道两帮破坏深度计算

通过表2 计算结果，由于煤层薄、煤比较坚硬，顺槽和下山巷道两帮变形比较小，顺槽为0.76 m，下山为0.28 m。

巷道顶板破坏深度b 计算如下：

式中：a 为巷道的半跨距；α 为煤层倾角；ky为待锚岩层的稳定性系数；fn为锚固岩层的硬度系数。

将相关数据代入式（2），可得到四条巷道顶板破坏深度结果，计算结果见表3。

表3 6 号煤层二采区巷道顶板破坏深度计算

通过表3 可以看出，由于巷道顶板为石灰岩顶板，巷道的自稳能力很强，巷道顶板破坏深度最大约0.23 m。

5 结论

通过对巷道围岩的物理力学性能测定、顶板围岩赋存特性研究、多种理论计算等，对巷道采用锚杆支护做出如下结论：

1）L5 石灰岩抗压、抗拉力学性能较厚，赋存厚度稳定，巷道开掘后顶板自稳长度较长。充分利用围岩自稳能力，减小锚杆数量，在层理裂隙区域增加锚索支护。L5 灰岩之上的砂质泥岩力学性能相对较好，设计中将1～5 层岩层：L5 石灰岩、砂质泥岩、炭质泥岩、5 号煤层、砂质泥岩归为一体，受控于L5 关键层。

2）根据现场实际测量，目前的锚杆支护在材料选用、工艺、质量控制方面仍有待提高，后期要加强支护质量管理。根据围岩地质力学评估和现场调查，认为6 号煤层二采区锚杆支护可行。