煤矿巷道在不稳定条件下锚杆支护参数的优化选择
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摘 要：开挖巷道的力学特性发生了变化，应力进行了重新分布，确定支护参数就要随之变动，这样才能保障支护设计的合理性，并在满足支护安全稳定性的基础上，达到最大限度的节约投入。本文从巷道地质情况、巷道支护机理、支护参数选择与确定方法等几方面详细论述如何合理地选择、确定巷道支护参数。
关键词：巷道；稳定性；测试；支护参数；选择
中图分类号： X752 文献标识码： A 文章编号：
一、引言
煤矿随着机械化水平的不断提高，采准巷道的断面也在不断加大，为此迫切需要改善和简化巷道与端头支护工艺。而巷道支护方法，对掘进速度、支护材料消耗、支护成本和采面的端头支护等都有着直接的影响。大量实践证明：锚喷支护在岩巷中表征着良好的力学特征，实现了悬吊组合梁和楔固机理，有效地加固顶板岩层，保持了巷道顶板的完整性，使顶板处于良好的受力状态，有效地控制了顶板的自由变形。因一些客观因素的影响，许多矿井还不能根据不同类别的巷道而及时选用相应合理的支护参数与工艺。我矿在实际施工试验中，对不同类型的巷道采用不同的快硬水泥药卷和端锚锚杆，随着岩性及地质条件的变化和分类进行调整，克服了同一组支护参数存在的不足，取得了较好的效果。因此，研究巷道的稳定性，合理的选取支护参数，正确的指导设计和施工，能确保巷道的稳定性，并降低施工成本，提高巷道支护经济性。
二、巷道地质情况
我矿有的巷道肩负着采区的煤炭、材料、设备的运输，并与皮带运输巷道相连接。在施工过程中，层位进入了太原组的泥岩中（粉砂质泥岩，局部为粉砂岩）。层位的泥岩特性：呈灰黑色，节理发育，层理不清，性脆致密，呈块状，具鲕粒结构，稳定性差，吸水易变软和膨胀。巷道围岩岩性较差，且受淋水的作用，从而岩体局部较软，其承载能力较低，对巷道的后期稳定造成很大影响，属于稳定性较差或不稳定的巷道。对此如果采用刚性金属支架支护，成本高，施工难度大，且承载能力不足以抵抗回采引起动压的互动作用。所以应考虑采用主动支护方式。通过选用合理的锚喷联合支护结构和参数，以充分调动围岩本身作为支护结构的组成部分，共同承受动压作用，保障支护的稳定性。
三、巷道支护机理
巷道支护参数是否合理，不仅与确定参数的理论依据有关，还与巷道的稳定性有关。工程测试可作为“新奥法”的核心内容，也是确定巷道支护形式、参数、时间的一个重要依据。锚杆支护系统的理论基础可参照“围岩松动圈巷道支护理论”，它在处理采动巷道支护时有两个设计思想：①未受采动影响时，以最小松动圈LPO为依据进行支护设计。支护体在受采动影响时维护正常，用液压或摩擦支柱超前维护；②以采动影响期间的最大松动圈LPd为依据，所设计的支护体在采动支承压力作用期间能保障正常维护。
根据影响岩巷稳定性的主要因素（岩性或岩层层位构造应力，围绕裂隙发育程度和动压等客观因素），通过对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状分析，采用“BA—Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。从测试结果可知，该巷道原岩整体性好，波速较高(大于3.5×103m/s)。经受采动压力影响后的围岩，松动圈内的岩体裂隙发育显著，整体性明显较差，波速较低，松动圈大部分达到1.0m甚至1.6m以上，且有因孔深不足而未测出其实际松动范围，可能会更大。由此可知，可将该巷道划分为不稳定巷道（测试结果见表1）。
表1某地点围岩松动圈测试情况
四、支护参数选择与确定方法
锚杆支护系统的设计，取决于岩体抗压强度、材料特性、引发应力的大小与分布及巷道的允许变形程度和服务年限，甚至巷道尺寸和形状等条件。以“新奥法”的施工思想进行支护设计，根据施工地质条件不同，选择不同的支护参数。主要是锚杆类型、间排距、长度、直径、锚固力。锚杆支护参数只有合理确定，才能获得经济和技术上的最佳效果。在此，针对某巷道地质情况，采用理论公式计算结合工程类比法来确定有关支护参数。
1、断面形状选择
通过采用离散元数值分析法，对巷道矿压显现特征进行数值模拟分析，由此得出结论：在巷道顶部基本形成一个近似半园形的卸载松动区，可根据锚杆支护能使塑性破坏后松动的煤体再形成具有一定承载能力，且在一定范围内适应围岩变形的平衡拱这一原理，其巷道断面选用直墙半园拱形断面为好。然后，根据设备布置要求，确定锚网支护条件下巷道断面为直墙半园拱形，顶板两角呈圆弧过渡形式。
2、锚杆长度确定方法
安设在顶板中锚杆，因被锚固的岩层不厚，在上面有老顶时，锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。
按单体锚杆悬吊理论计算锚杆长度，公式如下：
L = L2+m+L1（1）
式中：L2——锚杆顶部进入老顶的长度，mm；
m——锚固岩层厚度，mm；
L1——锚杆露出孔外长度，mm。
①锚杆顶部进入老顶的长度（L2）
根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力，即可计算锚杆顶部进入老顶的长度公式如下：
由：πd2σ拉/4=πdL2τ粘（2）
从而推导出：L2=dσ拉/4τ粘（3）
式中：d ——锚杆直径,mm；
σ拉 ——杆体材料设计抗拉强度,MPa；
σ粘 ——锚杆与砂桨的粘结强度,螺纹钢时取σ粘=5.0MPa。
②锚固岩层的厚度（m）
一般按冒落拱高度的k倍来计算,公式如下：
m = kb（4）
式中：k ——安全系数,取1.3～1.5；
b ——自然冒落拱高,b = B/2F,cm；
B ——巷道掘进宽度,cm；
F ——岩石坚固性系数。
③锚杆露出孔外长度（L1）
L1=m托+m螺+m外 （5）
式中：m托——托板厚，m；
m螺——螺帽厚，m；
m外——螺帽外露出长度，m。
由于巷道全部在岩体中掘进，其支护重点应放在顶部，即顶部锚杆锚固长0.7m,两帮0.25m，这样顶锚杆长2.2m，两帮便为1.8m。
3、锚杆间排距的确定
在一般情况下，锚杆支护布置呈正方形，也就是说锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论，其计算公式如下：
a = 0.887d（σ拉/kmγ）1/2(6)
式中：a——锚杆间距，mm；
d——锚杆直径，mm；
σ拉 ——杆体材料设计抗拉强度，取38×103kg/cm2；
k——安全系数，取k=2；
m——锚固层厚，取1.1m；
γ——岩石密度，2.5kg/cm2。
根据此计算，可得:a = b = 1179mm。
再考虑到这类巷道围岩岩体强度低，而且要受到动压的作用，所以可适当加大组合拱的厚度，以降低应力集中值，从而可以实现减少锚杆的间排距目的。
4、锚杆直径的确定
由于各种锚杆的锚固力须与杆体本身的抗拉强度相适应，即锚杆的实际锚固力要大于或等于杆体抗拉极限，只有这样才能充分发挥锚杆材料的作用。因此，对于锚杆体的直径来说，可以按照杆体的抗拉力等于锚杆实际的锚固力的原则来确定，其计算公式如下：
P拉=(π/4) d2σ （7）
根据P拉=Q固
得：d=1.13（Q固/σ拉）1/2 （8）
式中：P拉——锚杆杆体材料的抗拉力,KN；
σ拉——锚杆杆体材料的设计抗拉强度；
Q固——锚杆的锚固力,KN；
d ——锚杆的直径; mm。
d=1.13×[（60×102）/38]1/2=14.2mm
由于这类巷道变形量较大，很多锚杆锚固力又低，很容易失效，这时可将锚固力提高到60kN，即d =d+2 =16.2mm，取d=16mm为整数。
5、锚杆类型的确定
在满足锚杆丝头强度下，为节约材料，以滚丝方式加工等强度锚杆，采用Φ16mm的加厚螺母进行外端托盘加固，实现与之匹配。
五、结论
对于新开挖的巷道，由于应力重新进行了分布，其巷道也出现了不稳定性。但是，对压力稳定和采动影响等问题，在不同阶段都需要进行矿压观测，以准确判断巷道的稳定性情况，确保巷道各变形量满足设计要求。①进行松动圈测试：紧跟迎头进行测试。测控要求距开挖后不超过24h，每个断面要布置四个测孔，面间隔不大于30m。②进行顶板离层观测：通过顶板深浅基点顶板下沉情况验证锚杆支护参数，特别是顶部锚杆支护参数的合理性。可采用顶板离层仪进行观测，每50m设一测点，每个测点设深基点和浅基点各一。浅基点测深为1.8m或2.2m处的离层情况；深基点测深5m以上处的离层情况，观测间隔不超过5天。③进行巷道围岩表面位移观测：采用十字布点法对巷道顶底和两帮相对移近量进行观测，布点间隔不大于30m，且一周内每天要测一次，一周后每三天要测一次。④进行锚杆受力状况观测：采用测力锚杆测锚杆受力状况，采用锚杆测力计测锚杆托盘受力状况。每个断面布置四个测点，其间隔不大于30m。
通过观测及支护参数技术选取合理的研究，以分析不稳定巷道的破坏机理和确定松动范围。以此为依据，对不稳定巷道采用以锚喷支护方式为主设计支护体系，设计不稳定巷道的合理支护结构。在锚喷支护的基础上，采用内注浆锚杆进行注浆加固，保证施工后静压下的稳定，两帮及顶底移近量分别不超过50mm和100mm，避免返修。在动压作用下，两帮及顶底移近量分别不超过200mm和300mm，保证巷道的局部稳定。
参考文献：
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