煤矿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影响较大。如今采准巷道的断面都在不断加大，迫切需要改善和简化巷道与端头的支护工艺。经过大量的实践证明：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，有效地加固了顶板岩层，保持了巷道顶板的完整性，使顶板处于良好的受力状态，并有效地控制了顶板的自由变形。在现实中，由于一些客观因素的影响，很多巷道都不能根据巷道类别的不同而优先选用相应的支护工艺及参数。研究相应的支护参数，对正确指导设计和施工，确保巷道稳定、控制施工成本有着极其重要的作用。

 

　　朔里矿业公司北三运输大巷，担负着采区的煤炭、材料、设备等运输任务，在施工过程中，进入下石盒子组泥岩。该层位的泥岩特性为：呈灰黑色，节理发育，层理不清，性脆致密，呈块状，具鲕粒结构，局部含植物化石，稳定性差，吸水易变软和膨胀。巷道围岩岩性较差，且受到淋水的作用，从而岩体局部较软，承载能力较低，对巷道的后期稳定造成了极大影响，属于稳定性较差或不稳定巷道。对这种情况，如果采用刚性金属支架支护，成本显然较高，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，以达到预期的设计效果。

 

 

　　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。工程测试作为“新奥法”的核心内容，是确定巷道支护形式、参数、时间的一个重要依据。

 

　　对于锚杆支护系统来说，其可靠的理论基础，可以参照“围岩松动圈巷道支护理论”。该理论在处理采动巷道支护时有两个设计思想：一是未受采动影响时，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维护正常，用液压或摩擦支柱超前维护；二是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也能正常维护。

 

　　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，对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状分析。我们可以采用“BA—Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。通过测试，可知原岩整体性较好，波速较高(均大于3.5×103m/s)。而经受采动压力影响后的围岩，其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，并且有因孔深不足而未测出其实际松动范围，以致可能会更大。所以，将这种巷道划分为不稳定巷道。

 

　　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、引发应力的大小和分布，以及巷道的允许变形程度和服务年限，巷道尺寸和形状等条件。同时，支护设计要以“新奥法”的施工思想为指导，根据施工地质条件不同，选择不同的支护参数。而锚杆支护系统设计和支护参数的确定，主要是指锚杆类型、间排距、长度、直径、锚固力。我们只有合理地确定锚杆支护参数，才能获得锚杆支护在经济上和技术上的最佳效果。对此类型的工程地质情况，巷道的支护参数设计就可以采用理论公式计算和结合工程类比法来确定之。

 

　　1）断面形状确定。采用离散元数值分析法，可对巷道矿压显现特征进行数值模拟分析，从而得出相应的结论：在巷道顶部基本形成一个近似半圆形的卸载松动区，根据锚杆支护能使塑性破坏后松动的煤体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，所以巷道断面选用直墙半圆拱形断面为最好。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圆拱形，顶板两角呈圆弧形过渡。

 

　　2）锚杆长度确定。锚杆安设在顶板中，其被锚固的岩层并不厚，在它上面有老顶时，则锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。这样我们就可按照单体锚杆悬吊理论来计算锚杆长度。

 

　　L=L2+m+L1

 

　　式中：L2为锚杆顶部进入老顶的长度，mm；m为锚固岩层厚度，mm；L1为锚杆露出孔外长度，mm。

 

　　其中L2长度，可根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力，具体计算公式如下：

 

　　通过πd2σ拉/4=πdL2τ粘，可推导出L2的计算公式：

 

　　L2=dσ拉/4τ粘

 

　　式中：d为锚杆直径，mm；σ拉为杆体材料设计抗拉强度，MPa；σ粘为锚杆与砂桨的粘结强度，当采用螺纹钢时，取5.0MPa。

 

　　其中锚固岩层厚度m，可按冒落拱高度的k倍计算。具体计算公式如下：

 

　　m=kb

 

　　式中：k为安全系数，取1.3～1.5；b为自然冒落拱高，b=B/2F，cm；B为巷道掘进宽度，cm；F为岩石坚固性系数。

 

　　其中锚杆露出孔外长度L1计算为：

 

　　L1=托板厚+螺帽厚+螺帽外露出长度

 

　　值得注意的是：巷道全部在岩体中掘进，支护重点应放在顶部。

 

　　3）锚杆间排距计算。在一般情况下，锚杆支护布置呈正方形，即锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论，计算公式如下：

 

　　a=0.887d

 

　　式中：γ为岩石密度，2.5kg/cm2；k为安全系数，取2；a为锚杆间距，mm；m为锚固层厚，取1.1m；d为锚杆直径，mm；σ拉为杆体材料设计抗拉强度，取38×103kg/cm2。

 

　　对于这类巷道支护，考虑到这类巷道围岩岩体强度低，且要受到动压作用，因此可适当加大组合拱厚度，降低应力集中值，这也可减少锚杆间排距。

 

　　4）锚杆直径计算。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，这样才能充分发挥锚杆材料的作用。因此，锚杆体的直径可按杆体的抗拉力等于锚杆实际的锚固力的原则确定。计算公式如下：

 

　　P拉=π/4d2σ

 

　　由P拉=Q拉，求得：d=1.13

 

　　式中：P拉为锚杆杆体材料的抗拉力，kN；σ拉为锚杆杆体材料的设计抗拉强度；Q固为锚杆的锚固力；d为锚杆的直径。

 

　　根据上式，经计算为：d=1.13×=14.2(mm)

 

　　考虑到这类巷道变形量较大，加上很多锚杆锚固力低，易失效，可将其锚固力提高到60kN，则d=d+2=16.2mm，即选取d=16mm方能满足。

 

　　5）锚杆类型选择。为了节约材质，又能增强锚杆丝头强度，我们可以采用滚丝方式来加工等强度锚杆，并与之匹配采用Φ16mm的加厚螺母进行外端托盘加固，以便保障支护的安全性。

 

 

　　对于不稳定巷道的支护来说，掘进后的巷道应力重新分布，压力稳定和采动影响等不同阶段，必须进行矿压观测，了解稳定性，使各中变形量能在控制范围。

 

　　具体操作：

 

　　①每周进行巷道围岩表面位移观测，先多后少。

 

　　②增设观测点，对顶板离层进行观测，间隔不超过5d。

 

　　③每个断面布置四个测点对锚杆受力状况进行观测。

 

　　④紧跟迎头进行松动圈测试。

 

　　通过分析不稳定巷道的破坏机理、确定松动范围和观测变形量为依据，合理设计支护体系。可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，不需返修；在动压作用下，也能保证巷道的局部稳定。