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摘 要：从地质结构决定支护形式、影响支护的机理分析、支护参数的合理确定等方面，浅析煤矿井下不稳定巷道的合理支护。
关键词：不稳定巷道；锚杆支护；参数选择
中图分类号：U455.7+1
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的扩大，这就需要改善和简化巷道与端头的支护工艺。在巷道支护过程中，其掘进速度、支护用的材料消耗、支护成本和采面的端头支护工艺等都有直接影响。锚喷支护在岩巷中有着良好的力学特征，能按照悬吊组合梁和楔固机理，实现较好的加固顶板岩层，保障巷道顶板的完整性，使之处于良好的受力状态，同时还能有效地控制顶板自由变形。但是，一些客观因素的影响，往往都不能根据不同类别的巷道及时选用相应的支护参数与工艺来实现理想的支护。根据岩性和地质条件的变化和分类，进行适当合理的调整，就能弥补用同一组支护参数存在的不足。这就是说，通过研究合理的支护参数，才能正确指导设计与施工，确保煤矿巷道的安全稳定性，同时也能有效降低巷道支护的施工成本，最终取得良好的支护效果。
1 地质结构决定支护形式
我单位施工的一条巷道，层位为泥岩特性：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。巷道围岩的岩性较差，并受到淋水的作用。其岩体局部较软，承载能力比较低，对巷道的后期稳定性造成很大影响，属于稳定性较差或不稳定的巷道系列。对此，若采用刚性金属支架支护，成本非常高，施工难度也比较大，而且承载能力不足以抵抗回采引起动压的互动作用。为全面考虑起见，决定采用主动支护方式。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，以共同承受动压作用，实现安全稳定的巷道支护。
2 影响支护的机理分析
巷道支护参数设计的过程中，是否具有合理性，不仅与确定参数的理论依据有关，还与巷道的稳定性有关。经大量的工程测试表明，运用“新奥法”这一核心内容，也就是确定巷道支护形式、参数、时间的一个重要依据。至于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”。其理论在处理采动巷道支护时设计思想主要体现为两点：①未受采动影响时，可以最小松动圈LPO为依据进行支护设计；支护体在受采动影响维护正常时，可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也便于正常维护。
岩性或岩层层位构造应力，围岩裂隙发育程度和动压等客观因素，对岩巷的稳定性都有影响。我们经过对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状的分析，采用“BA—Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。其原岩整体性好，波速較高（均大于3.5×103m/s）。受采动压力影响后的围岩，松动圈内的岩体裂隙发育显著，整体性明显变差，波速较低，松动圈大部分增大。实际上，这就是不稳定的巷道。
3 支护参数的合理确定
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、巷道的允许变形程度和服务年限，以及巷道尺寸、形状等条件。支护设计以“新奥法”施工为指导思想时，应根据施工单位地质条件的不同，选择针对性的支护参数。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、锚固力等。只有合理确定锚杆支护参数，才能获得锚杆支护在技术上安全稳定、经济上合理的最佳效果。
1）断面形状确定。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。结论如下：在巷道顶部基本形成一个近似半圆形的卸载松动区，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，并在一定范围内可适应围岩变形的平衡拱。因此，巷道断面选用直墙半圆拱形断面为最好。按照设备布置要求，确定锚网支护条件下巷道断面为直墙半圆拱形。
2）锚杆长度。锚杆安设在顶板中，被锚固的岩层不厚，在其上面又有老顶时，锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。因此，按单体锚杆悬吊理论计算锚杆长度为：
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：①L2长度。根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力，其计算公式为：由πd2σ拉/4=πdL2τ粘，推导出：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，螺纹钢时取5.0MPa。②锚固岩层厚度m。按冒落拱高度的k倍计算，其计算公式为：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。③锚杆露出孔外长度 L1。其L1= 托板厚+ 螺帽厚+ 螺帽外露出长度。巷道全部在岩体中掘进，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，两帮为1.8m。
3）锚杆间排距。一般情况下，锚杆支护布置呈正方形，也就是锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论，计算公式为：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。求得：a = b = 1179 mm。再充分考虑到这类巷道围岩岩体强度低，且又要受到动压作用时，可以适当加大组合拱厚度，以降低应力集中值，这样也可减少锚杆间排距，节省投资。
4）锚杆直径。锚杆的锚固力必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，可按杆体的抗拉力等于锚杆实际的锚固力的原则来确定。其计算公式为：P拉=π/4d2σ，并由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。经带入数值计算为：d=14.2 （mm）。由于这类巷道变形较大，很多锚杆锚固力低，易失效，而实际施工过程中可将其锚固力提高到 60 kN，此时d =d + 2 =16.2 mm，取d =16mm可足以满足要求。
5）锚杆类型。为尽量节约材质，在锚杆丝头强度满足要求的情况下，可采用滚丝方式加工等强度锚杆，与之匹配可采用Φ16mm的加厚螺母进行外端托盘加固，从而达到应有的效果和作用。
4 结束语
对于不稳定巷道来说，经掘进后，应力则进行了重新的分布，在其压力稳定及采动影响等不同阶段，必须加强矿压观测，以判断巷道的稳定性程度，以便及时应对随时出现的问题，确保巷道各变形量满足设计要求。关键是以下几点：一是进行巷道围岩表面位移观测；二是进行顶板离层观测（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）；三是对锚杆受力状况进行观测（采用测力锚杆测锚杆及锚杆托盘受力状况）；四是对松动圈进行测试。
通过合理支护参数技术研究，分析不稳定巷道的破坏机理和确定松动范围为依据，对不稳定巷道采用以锚喷支护方式为主设计支护体系及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，以保证施工后静压下的稳定，从而避免巷道返修，达到节约成本的目的。
参考文献
[1]董方庭，等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报，1994.
关键词：不稳定巷道；锚杆支护；参数选择
中图分类号：U455.7+1
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的扩大，这就需要改善和简化巷道与端头的支护工艺。在巷道支护过程中，其掘进速度、支护用的材料消耗、支护成本和采面的端头支护工艺等都有直接影响。锚喷支护在岩巷中有着良好的力学特征，能按照悬吊组合梁和楔固机理，实现较好的加固顶板岩层，保障巷道顶板的完整性，使之处于良好的受力状态，同时还能有效地控制顶板自由变形。但是，一些客观因素的影响，往往都不能根据不同类别的巷道及时选用相应的支护参数与工艺来实现理想的支护。根据岩性和地质条件的变化和分类，进行适当合理的调整，就能弥补用同一组支护参数存在的不足。这就是说，通过研究合理的支护参数，才能正确指导设计与施工，确保煤矿巷道的安全稳定性，同时也能有效降低巷道支护的施工成本，最终取得良好的支护效果。
1 地质结构决定支护形式
我单位施工的一条巷道，层位为泥岩特性：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。巷道围岩的岩性较差，并受到淋水的作用。其岩体局部较软，承载能力比较低，对巷道的后期稳定性造成很大影响，属于稳定性较差或不稳定的巷道系列。对此，若采用刚性金属支架支护，成本非常高，施工难度也比较大，而且承载能力不足以抵抗回采引起动压的互动作用。为全面考虑起见，决定采用主动支护方式。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，以共同承受动压作用，实现安全稳定的巷道支护。
2 影响支护的机理分析
巷道支护参数设计的过程中，是否具有合理性，不仅与确定参数的理论依据有关，还与巷道的稳定性有关。经大量的工程测试表明，运用“新奥法”这一核心内容，也就是确定巷道支护形式、参数、时间的一个重要依据。至于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”。其理论在处理采动巷道支护时设计思想主要体现为两点：①未受采动影响时，可以最小松动圈LPO为依据进行支护设计；支护体在受采动影响维护正常时，可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也便于正常维护。
岩性或岩层层位构造应力，围岩裂隙发育程度和动压等客观因素，对岩巷的稳定性都有影响。我们经过对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状的分析，采用“BA—Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。其原岩整体性好，波速較高（均大于3.5×103m/s）。受采动压力影响后的围岩，松动圈内的岩体裂隙发育显著，整体性明显变差，波速较低，松动圈大部分增大。实际上，这就是不稳定的巷道。
3 支护参数的合理确定
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、巷道的允许变形程度和服务年限，以及巷道尺寸、形状等条件。支护设计以“新奥法”施工为指导思想时，应根据施工单位地质条件的不同，选择针对性的支护参数。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、锚固力等。只有合理确定锚杆支护参数，才能获得锚杆支护在技术上安全稳定、经济上合理的最佳效果。
1）断面形状确定。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。结论如下：在巷道顶部基本形成一个近似半圆形的卸载松动区，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，并在一定范围内可适应围岩变形的平衡拱。因此，巷道断面选用直墙半圆拱形断面为最好。按照设备布置要求，确定锚网支护条件下巷道断面为直墙半圆拱形。
2）锚杆长度。锚杆安设在顶板中，被锚固的岩层不厚，在其上面又有老顶时，锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。因此，按单体锚杆悬吊理论计算锚杆长度为：
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：①L2长度。根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力，其计算公式为：由πd2σ拉/4=πdL2τ粘，推导出：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，螺纹钢时取5.0MPa。②锚固岩层厚度m。按冒落拱高度的k倍计算，其计算公式为：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。③锚杆露出孔外长度 L1。其L1= 托板厚+ 螺帽厚+ 螺帽外露出长度。巷道全部在岩体中掘进，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，两帮为1.8m。
3）锚杆间排距。一般情况下，锚杆支护布置呈正方形，也就是锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论，计算公式为：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。求得：a = b = 1179 mm。再充分考虑到这类巷道围岩岩体强度低，且又要受到动压作用时，可以适当加大组合拱厚度，以降低应力集中值，这样也可减少锚杆间排距，节省投资。
4）锚杆直径。锚杆的锚固力必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，可按杆体的抗拉力等于锚杆实际的锚固力的原则来确定。其计算公式为：P拉=π/4d2σ，并由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。经带入数值计算为：d=14.2 （mm）。由于这类巷道变形较大，很多锚杆锚固力低，易失效，而实际施工过程中可将其锚固力提高到 60 kN，此时d =d + 2 =16.2 mm，取d =16mm可足以满足要求。
5）锚杆类型。为尽量节约材质，在锚杆丝头强度满足要求的情况下，可采用滚丝方式加工等强度锚杆，与之匹配可采用Φ16mm的加厚螺母进行外端托盘加固，从而达到应有的效果和作用。
4 结束语
对于不稳定巷道来说，经掘进后，应力则进行了重新的分布，在其压力稳定及采动影响等不同阶段，必须加强矿压观测，以判断巷道的稳定性程度，以便及时应对随时出现的问题，确保巷道各变形量满足设计要求。关键是以下几点：一是进行巷道围岩表面位移观测；二是进行顶板离层观测（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）；三是对锚杆受力状况进行观测（采用测力锚杆测锚杆及锚杆托盘受力状况）；四是对松动圈进行测试。
通过合理支护参数技术研究，分析不稳定巷道的破坏机理和确定松动范围为依据，对不稳定巷道采用以锚喷支护方式为主设计支护体系及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，以保证施工后静压下的稳定，从而避免巷道返修，达到节约成本的目的。
参考文献
[1]董方庭，等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报，1994.