煤矿开采巷道布置及采煤工艺分析研究
时间：2023-04-08 12:55:04 来源：千叶帆 本文已影响人
陈 路
（晋能控股煤业集团有限公司马脊梁矿，山西 大同 037001）
XXH 煤矿开采深度已达千米以上，矿井井底车场布置在由粉细砂岩和泥岩组成的地层中，在岩石强度较低的泥岩巷道中，顶板出现变形，底板产生底鼓，开采深度大造成的地压现象已开始初步显现，并有进一步发展的趋势。从国内相类似矿山的开采实践来看，不考虑地应力的影响进行设计和施工，往往会造成地下巷道和采场围岩产生严重变形或坍塌破坏，甚至导致冲击地压等发生，影响矿井的安全生产。因此，针对开采深度较大的煤矿而言，开展地应力方向与巷道围岩稳定性分析研究十分必要[1-2]。
巷道围岩变形是矿山压力显现的综合反映，其影响因素可分为两种类型：自然因素和人为因素。自然因素是影响围岩变形的决定性因素，主要包括开采深度、围岩强度、结构面等；
人为因素指因采矿活动而产生的因素，主要包括巷道断面、支护方式等因素。
1.1 开采深度
随着矿井开采深度的增加，原岩应力逐渐增大，由此引起岩体力学性质、岩体结构、强度等特性的变化，造成围岩破碎、地温升高、巷道维护困难等问题，由此导致的岩体力学灾害日益增多[3]。
1.2 围岩强度
围岩强度也是影响围岩巷道变形与稳定的主要因素。回采巷道一般布置在煤层中，煤层本身强度较低、层理结构较明显、受采动影响大，极易发生破坏。围岩巷道，受上区段开采的影响，节理裂隙较发育，巷道开挖更是加剧了裂隙的发育。在地应力作用下，巷道围岩常沿着这些节理裂隙面发生剪切破坏，如不及时支护，破坏区不断发展并最终导致巷道整体失稳。
1.3 结构面
围岩中存在原生的或因采动影响形成的结构面，这些结构面主要包括节理、裂隙等，这些结构面分布在巷道周围，使其强度降低，往往是造成巷道围岩失稳的原因。沿空掘巷围岩裂隙较发育，这样的煤体在受到外力的影响后，由于煤体中的结构面强度过低，通常煤体未达到极限抗压强度而破坏，从而引起巷道围岩发生破坏。巷道围岩的变形稳定与结构面的形状、结构面的发育程度、组合方式和结构面的粗糙程度有关。控制围岩变形应把围岩内部的结构面作为主要控制因素，可在巷道开掘初期及时支护，必要时注浆加固煤体，阻止裂隙的进一步发育。
巷道开掘以后，两帮与顶底板都出现一定范围的破坏区。锚杆支护的作用就在于保持破坏区范围内岩层的稳定性。锚杆支护设计的根据是悬吊原则：
1）当顶板一定范围内有稳定岩层时，将破坏区载荷悬吊于稳定岩层上；
2）当顶板一定范围内不存在稳定岩层时，将破坏载荷悬吊于巷道两帮上部的岩层上；
3）如果巷道两帮上部岩层中的锚固力小于破坏区岩层的重力时，则不应单独采用锚杆。
悬吊理论中各参数如图1 所示。
图1 锚杆支护主要参数计算图
3.1 顶板垮落拱高度计算
3.1.1 巷道两帮破坏范围计算
1）由于直接顶厚度较大，垮落形状应为拱形，按照普式平衡拱理论，巷道两帮的破坏范围见式（1）：
式中：kc为巷道周边应力集中系数，取2.9；
γ 为岩层平均重力密度，取25 kN/m3；
Bc为采动影响系数，取1；
σm为直接顶的单向抗压强度，取20.3 MPa；
φ 为围岩的内摩擦角，取50°；
h 为巷道高度，取2.6 m；
H 为埋深，取最大值为630 m。
将上述参数代入上式得C=2.12 m。
3.1.2 顶板最大松动范围计算
顶板最大松动范围可按式（2）确定：
式中：fm为顶板的普式系数，取1.88；
a 为巷道的半跨距，取2.0 m。
将上述参数代入上式得b=2.19 m。
3.2 锚杆支护参数
3.2.1 锚杆长度
巷道围岩的顶、底板与帮之间的变形和破坏应具有协同变形或相关性，因而支护参数的确定必须系统地考虑对围岩的加固作用。
3.2.1.1 帮锚杆长度
两帮锚杆的有效长度L1=1.30 m～2.05 m，取平均值L1=1.6 m，考虑到外露部分长度0.2 m 和锚固长度为0.2 m，则实际取帮锚杆长度L=2.0 m。
3.2.1.2 顶锚杆长度
顶板锚杆长度由式（3）计算：
式中：L 为锚杆长度，m；
L1为锚杆外漏长度，取0.1 m；
L2为锚杆有效长度，m；
L3为锚杆锚固长度，取0.6 m。
根据现场探测结果，巷道顶板上方0 m～2.5 m 范围内岩层发生位移，锚杆有效长度可以取破坏范围的2/3，则实际顶锚杆长度L=2.4 m。
3.2.2 锚杆直径
锚杆杆体直径可根据杆体承载力与锚固力等强度准则估算，然后按照直径为14、16、18、20、22 mm等规格来选取。估算式为式（4）：
式中：d 为锚杆杆体直径，mm；
Q 为设计的锚固力，顶锚杆取120 kN，帮锚杆取100 kN；
σt为锚杆的抗拉强度，取350 MPa。
将上述参数代入上式，得顶锚杆直径d=20.64 mm，取22 mm；
帮锚杆直径d=18.9 mm，取20 mm。
3.2.3 锚杆间距
3.2.3.1 顶板锚杆间排距
在顶板，为了抵御拱内岩重的压力以及为了达到合理的抗剪强度，锚杆的数量设置要科学。锚杆间距S1可按式（5）计算：
式中：RT为锚杆的实际锚固力，取RT=80 kN/根；
k 为安全系数，取k=3；
γ 为围岩的体积密度，取γ=25 kN/m3。
杆体的抗剪强度所需的锚杆间距S2可按式（6）计算：
式中：d 为锚杆直径，Φ22 mm 螺纹钢计算；
τ 为锚杆抗剪强度，取500 MPa；
k2为顶板抗剪安全系数，取5；
P0为锚杆锚固力，取60 kN/ 根；
2a 为巷道跨度，取4.8；
f 为分层间摩擦系数，取0.3。
将上述参数代入上式得S2=1.02 m。
根据上述计算，取S1、S2的最小值作为顶锚杆支护间距为0.7 m。
3.2.3.2 帮锚杆间排距
为了安全和施工方便起见，帮锚杆间距和顶锚杆间距可以等距离，同取0.7 m。
3.3 锚索支护参数
3.3.1 锚索长度、间距
考虑到煤岩厚的变化，应保证锚索在上部岩层中有一定长度，即保证锚固力。根据现场多点位移计探测结果，在巷道顶板上方8 m 内岩层具有岩层位移发生，因此选取锚索的有效长度为8.0 m，加上外露长度0.3 m，即锚索总长度应8.8 m 左右，为施工方便及考虑一定的安全系数，取锚索长度为9.0 m。沿巷道顶板布置3 根锚索，两旁各各布置一根锚索，排距为1.2 m；
两帮各布置2 跟锚索，巷道中线位置布置一根锚索，另一根距顶板500 mm，排距为1.2 m。
3.3.2 锚索排距
锚索排距最主要的任务是保证内拱的稳定性。取间隔2 排锚杆打一排锚索，即锚索排距1.4 m。
在围岩中，由于结构复杂，特别是针对原生的或因采动影响形成的结构面，本文提出需要针对节理、裂隙等重点位置强化遏制巷道围岩失稳发生的可能性。在外力的影响下，煤体结构面强度往往低于理论计算值，因此需要考量到极限抗压强度。
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