一種深部煤層巷道幫部軟弱煤巖支護方法與流程

本發明涉及深部煤層巷道合理支護領域，具體地說涉及一種深部煤層巷道幫部軟弱煤巖錨桿、錨索及金屬支架棚腿聯合支護方法。

背景技術：

我國大部分礦區煤層開采已進入深部，深部巷道的70％以上布置在煤層中，由于幫部為軟弱破碎煤巖，巷道失穩主要由幫部開始，選擇合理支護保持深部煤層巷道兩幫軟弱煤巖變形穩定對于深部煤炭高效持續開采至關重要。深部煤層巷道廣泛采用梯形或矩形斷面，巷道兩幫中部為易于失穩關鍵部位且兩幫中間最為顯著，本發明針對深部煤層矩形或梯形巷道幫部變形特征，選擇了一種錨桿、錨索及礦用工字鋼金屬支架棚腿對巷道兩幫軟弱煤巖進行聯合支護方法，確定了錨桿、錨索布置方式及參數。

技術實現要素：

本發明所要解決的技術問題：克服現有技術的不足，提供一種簡單、合理，容易實施，而且準確度高的深部煤層矩形或梯形巷道幫部軟弱煤巖錨桿、錨索及礦用工字鋼金屬支架棚腿聯合支護方法。

本發明主要針對深部煤層矩形或梯形巷道，巷道埋深一般為700.0～1100.0m，煤巖巖性為粘結力為0.6～1.2mpa，內摩擦角為18°～28°。該方法主要用于確定深部煤層巷道幫部軟弱煤巖合理的錨桿、錨索及金屬支架支護參數保持軟弱煤巖變形穩定。

為了解決上述技術問題，本發明采用的技術方案主要包括以下步驟：

(1)如圖1，在巷道兩幫中間部位鉆孔，鉆孔深度超過圍巖范圍而進入原巖中，一般超過10.0m。

(2)如圖1，鉆孔中布置多點位移計錨固頭，距巷道表面不同距離r1,r2,r3位置布置錨固頭1、錨固頭2、錨固頭3。其中錨固頭1、錨固頭2位于巷道幫部煤巖松動破碎范圍內；錨固頭3位于巷道幫部軟弱煤巖圍巖范圍之外的原巖范圍內。

(3)如圖2，定義鉆孔在巷道表面o點位置位移u0，錨固頭1、錨固頭2、錨固頭3位置位移u1、u2、u3，通過多點位移計鋼絲繩長度變化，工程實測巷道開挖50天后u0、u1、u2，測點3位于原巖位置，u3＝0。

(4)定義鉆孔內任意位置距巷道表面距離為r，巷道開挖50天后該位置位移為u，構建u隨r衰減表達式如下：

其中，η1和η2為系數。

(5)如圖2，依據鉆孔在巷道表面o點、錨固頭1、錨固頭2等位置位移u隨距巷道表面距離r的變化過程，回歸分析得出系數η1、η2。

(6)如圖3，定義巷道兩幫中部鉆孔內任意位置位移梯度依據回歸分析得出的系數η1、η2，可得鉆孔中距巷道表面距離r位置位移梯度

(7)巷道兩幫中部布置長度不等的預應力錨索及預應力錨桿，所述巷道兩幫中部指的是巷道高度一半的兩幫中間部位。進一步地，在巷道兩幫中部布置預應力錨桿及預應力錨索是由于該區段位移梯度較大且變化明顯。

(8)如圖5，巷道兩幫中部布置長度及間距不等的φ15.2mm預應力錨索，φ22.0mm高強恒阻預應力錨桿。

(9)巷道兩幫中部中心位置相鄰錨索間距a1可據鉆孔在巷道表面o點位置位移梯度按下述確定：當mo大于200mm/m時，對應錨索間距a1為400mm，當mo為150-200mm/m范圍，對應錨索間距a1為400-600mm，當mo為100-150mm/m范圍，對應錨索間距a1為600-800mm；然后根據a1確定后續的錨索間距a2、a3、……an-1,直到巷道兩幫中部全部布置錨索。按a2＝(1.0～1.2)a1，a3＝(1.0-1.2)a2，an-1＝(1.0～1.2)an-2計算。a2代表錨索2與錨索3間距，a3代表錨索3與錨索4間距，an-1代表錨索n-1與錨索第n-2間距。

(10)巷道兩幫中部中心o點位置錨索1長度l1及距該位置距離的o1及o2點位置錨索長度ln分別按下式計算：l1＝-η2ln(20η2/η1)+k1，該式是基于位移梯度所得，兩幫中部煤巖中位移梯度m≥20范圍內布置錨索，作用較為明顯；ln＝-η2ln(40η2/η1)+k1，該式是基于巷道兩幫中部位移梯度沿巷道高度分布特征所得，距離巷道兩幫中部中間部位o點距離的o1及o2點位置位移梯度約為巷道兩幫中部中心o點位置位移梯度的一半，即k1為錨索外露長度及錨索錨固段附加長度之和，可取k1＝(0.6～0.8)m。

(11)巷道兩幫中部其它部位錨索長度分別按下式計算：l2＝l1-4.0×(l1-ln)×a1/h，l3＝l1-4.0×(l1-ln)×(a1+a2)/h，ln-1＝l1-4.0×(l1-ln)×(a1+a2+…+an-2)/h。

(12)巷道兩幫中部中間部位o點錨桿1長度l1,o1點、o2點位置錨桿n長度ln分別按l1＝-η2ln(70η2/η1)+k2及ln＝-η2ln(140η2/η1)+k2計算，該式是基于位移梯度所得，錨桿控制位移梯度m≥70(mm/m)范圍內兩幫中部煤巖的過度變形，作用較為明顯。k2為錨桿外露長度及錨桿錨固段附加長度之和，可取k2＝(0.4～0.5)m。

(13)巷道兩幫中部中間部位o點錨桿1與相鄰錨桿2間距a′1按下表確定：當mo大于200mm/m時，對應錨桿間距a′1為300mm，當mo為150-200mm/m范圍，對應錨桿間距a′1為300-400mm，當mo為100-150mm/m范圍，對應錨桿間距a′1為400-500mm；然后根據a′1確定后續的錨桿間距a′2、a′3、…a′n-1,直到巷道兩幫中部全部布置錨桿。按a′2＝(1.0～1.2)a′1，a′3＝(1.0～1.2)a′2，a′n-1＝(1.0～1.2)a′n-2計算。a′2代表錨桿2與錨桿3間距，a′3代表錨桿3與錨桿4間距，a′n-1代表錨桿n-1與錨桿第n-2間距。

(14)巷道兩幫中部錨桿施加預緊扭矩及錨索施加預緊力，錨桿預緊扭矩一般為300n.m，錨索預緊力一般為200k.n。

(15)如圖5，除巷道兩幫中部外的其它部位，采用不施加預緊力的錨桿支護，錨桿長度可按l＝-η2ln(80η2/η1)，錨桿間距a按下述確定：當mo大于200mm/m時，對應錨桿間距a為500mm，當mo為150-200mm/m范圍，對應錨桿間距a為500-600mm，當mo為100-150mm/m范圍，對應錨桿間距a為600-700mm。

(16)巷道開挖后幫部立即進行錨桿支護及金屬棚支架支護，錨索待巷道表面變形由減速階段轉化為等速階段的時點確定。

(17)錨桿排距、錨索排距及棚腿排距取巷道兩幫中部中間部位o點錨索間距a1，錨索及錨桿布置在相鄰棚腿中間。

本發明有益效果體現在：

(1)本發明根據深部煤層巷道幫部軟弱煤巖位移梯度分布量化確定錨桿、錨索長度及間距等布置參數，避免工程中根據經驗選擇錨桿及錨索支護參數帶來的安全隱患。巷道兩幫中部約巷道高度一半地段布置長度及間距不等的錨桿及錨索，錨桿及錨索中間長、兩邊短，中間密、兩邊稀，且施加預緊力，有益阻止了巷道兩幫中部局部過度變形，避免關鍵部位局部失穩引起的整體失穩，保證深部煤層巷道幫部煤巖變形均勻，避免工程中根據經驗選擇錨桿及錨索支護參數帶來的安全隱患。

(2)本發明中巷道兩幫端部位布置的無預緊力錨桿以及施加的金屬支架棚腿，進一步保證巷道兩幫變形穩定性。

(3)本發明提供的一種錨桿、錨索與金屬支架棚腿組合支護保持深部煤層巷道幫部煤巖穩定，特別是巷道幫部兩端部位布置的無預緊力錨桿以及施加的金屬支架棚腿，進一步保證巷道兩幫變形穩定性。

附圖說明

圖1多點位移計實測深部煤層巷道兩幫中心鉆孔不同位置位移示意圖；

圖2深部煤層巷道幫部ab鉆孔煤巖位移隨距巷道表面距離變化；

圖3深部煤層巷道幫部ab鉆孔煤巖位移梯度隨距巷道表面距離變化；

圖4淮北礦區某采區巷道幫部軟弱煤巖原支護布置圖；

圖5應用本發明對深部煤層巷道幫部煤巖進行錨桿、錨索及棚腿聯合支護布置圖。

圖1中標號：1.1-多點位移計數據記錄器；2.1-多點位移計錨固頭1，2.2-多點位移計錨固頭2，2.3-多點位移計錨固頭3；3.1-多點位移計的鋼絲繩1，3.2-多點位移計的鋼絲繩2，3.3-多點位移計的鋼絲繩3；a、b、c、d和e均代表鉆孔位置，o指的是巷道表面位置；

圖4中標號:1-錨索，φ15.2×4200mm；2-錨桿，φ22×2200mm；3-棚腿；4-巷道中心線；b-巷道寬度5000mm；h-巷道高度4000mm。

圖5中標號:5-錨索1，φ15.2×6300mm(直徑×長度，下同)；6-錨索2，φ15.2×5500mm；7-錨索3，φ15.2×4600mm；8-錨桿1，φ22×2800mm；9-錨桿2，φ22×2300mm；10-錨桿3，φ22×1600mm；11-錨桿4，φ22×1000mm；12-錨桿，φ22×2500mm；3-棚腿；4-巷道中心線；b-巷道寬度5000mm；h-巷道高度4000mm。o-兩幫中心巷道表面位置；o1，o2-距離o點h/4的巷道表面位置。

具體實施方式

下面結合附圖對本發明作進一步描述：

本發明具體實施步驟如下：

(1)如圖1所示，在巷道兩幫中間部位鉆孔，鉆孔深度超過圍巖范圍而進入原巖中，一般超過10.0m。

(2)如圖1所示，鉆孔中布置多點位移計錨固頭，距巷道表面不同距離r1、r2、r3位置布置錨固頭1、錨固頭2、錨固頭3。其中錨固頭1、錨固頭2位于巷道幫部煤巖松動破碎范圍內；錨固頭3位于巷道幫部軟弱煤巖圍巖范圍之外的原巖范圍內。

(3)如圖2所示，定義鉆孔在巷道表面o點位置位移u0，錨固頭1、錨固頭2、錨固頭3位置位移u1、u2、u3，通過多點位移計鋼絲繩1、鋼絲繩2及鋼絲繩3長度變化，工程實測巷道開挖50天后u0、u1、u2，錨固頭3位于原巖位置，u3＝0。

(4)定義鉆孔內任意位置距巷道表面距離為r，巷道開挖50天后該位置位移為u，構建u隨r衰減表達式如下：

其中，η1和η2為系數。

(5)如圖2所示，依據鉆孔在巷道表面o點、錨固頭1、錨固頭2等位置位移u隨距巷道表面距離r的變化過程，回歸分析得出系數η1、η2。

(6)如圖3所示，定義巷道兩幫中部鉆孔任意位置位移梯度依據回歸分析得出的系數η1、η2，可得鉆孔中距巷道表面位置距離r位移梯度

(7)如圖5所示，巷道兩幫中部布置長度及間距不等的φ15.2mm預應力錨索及φ22.0mm預應力錨桿，所述巷道兩幫中部指的是巷道高度一半的兩幫中間部位。進一步地，在巷道兩幫中部布置預應力錨桿及預應力錨索是由于該區段位移梯度較大且變化明顯。

(8)如圖5所示，巷道兩幫中部中間部位o點錨索1與相鄰錨索2的錨索間距a1可據鉆孔在巷道表面o點位置位移梯度按下述確定：當mo大于200mm/m時，對應錨索間距a1為400mm，當mo為150-200mm/m范圍，對應錨索間距a1為400-600mm，當mo為100-150mm/m范圍，對應錨索間距a1為600-800mm；然后根據a1確定后續的錨索間距a2、a3、……an-1,直到巷道兩幫中部全部布置錨索。按a2＝(1.0～1.2)a1，a3＝(1.0-1.2)a2，an-1＝(1.0-1.2)an-2計算。a2代表錨索2與錨索3間距，a3代表錨索3與錨索4間距，an-1代表錨索n-1與錨索第n-2間距。

(9)如圖5所示，巷道兩幫中部中心o點位置錨索1長度l1及距該位置距離的o1及o2點位置錨索n長度ln分別按下式計算：

①l1＝-η2ln(20η2/η1)+k1，該式是基于位移梯度所得，兩幫中部煤巖中位移梯度m≥20范圍內布置錨索，作用較為明顯；k1為錨索外露長度及錨索錨固段附加長度之和，可取k1＝(0.6～0.8)m。

②ln＝-η2ln(40η2/η1)+k1，該式是基于巷道兩幫中部位移梯度沿巷道高度分布特征所得，距離巷道兩幫中部中心o點位置距離的o1及o2點位置位移梯度約為巷道兩幫中部中間部位o點位移梯度的一半，即

(10)定義巷道兩幫高度為h,巷道兩幫中部其它部位錨索長度分別按下式計算：l2＝l1-4×(l1-ln)×a1/h，l3＝l1-4×(l1-ln)×(a1+a2)/h，ln-1＝l1-4×(l1-ln)×(a1+a2+…+an-2)/h。

(11)如圖5，巷道兩幫中部中間位置o點錨桿長度l1,o1點、o2點位置錨桿長度ln分別按l1＝-η2ln(70η2/η1)+k2及ln＝-η2ln(140η2/η1)+k2計算。該式是基于位移梯度所得，錨桿控制位移梯度m≥70(mm/m)范圍內兩幫中部煤巖的過度變形作用較為明顯；k2為錨桿外露長度及錨桿錨固段附加長度之和，可取k2＝(0.4～0.5)m。

(12)如圖5，巷道兩幫中部其它部位錨桿長度分別按下式計算：l2＝l1-4×(l1-ln)×a′1/h，l3＝l0-4×(l0-l1)×(a′1+a′2)/h，ln-1＝l1-4×(l1-ln)×(a′1+a′2+…+a′n-2)。

(13)如圖5，巷道兩幫中部中心o點位置相鄰錨桿間距a′1按下述確定：當mo大于200mm/m時，對應錨桿間距a′1為300mm，當mo為150-200mm/m范圍，對應錨桿間距a′1為300-400mm，當mo為100-150mm/m范圍，對應錨桿間距a′1為400-500mm；然后根據a′1確定后續的錨桿間距a′2、a′3、……a′n-1,直到巷道兩幫中部全部布置錨桿。按a′2＝(1.0～1.2)a′1，a′3＝(1.0～1.2)a′2，a′n-1＝(1.0～1.2)a′n-2計算。a′2代表錨桿2與錨桿3間距，a′3代表錨桿3與錨桿4間距，a′n-1代表錨桿n-1與錨桿第n-2間距。

(14)巷道兩幫中部錨桿施加預緊扭矩及錨索施加預緊力，錨桿預緊扭矩一般為300n.m，錨索預緊力一般為200kn。

(15)如圖5所示，除巷道兩幫中部外的其它部位，采用不施加預緊力的錨桿支護，錨桿長度可按l＝-η2ln(80η2/η1)+k2，錨桿間距a一般可按下述確定：當mo大于200mm/m時，對應錨桿間距a為500mm，當mo為150-200mm/m范圍，對應錨桿間距a為500-600mm，當mo為100-150mm/m范圍，對應錨桿間距a為600-700mm。

(16)巷道開挖后幫部立即進行錨桿支護及金屬棚支架支護，錨索待巷道表面變形由減速階段轉化為等速階段的時點確定。

(17)錨桿排距、錨索排距及棚腿排距取巷道兩幫中部中間部位o點錨索1與相鄰錨索2的間距a1，錨索及錨桿布置在相鄰棚腿中間。

以下結合具體工程實例進行說明。

安徽淮北礦區某采區巷道，巷道埋深約1000.0m，斷面為5.0m×4.0m矩形，兩幫高度h＝4.0m，兩幫煤巖粘結力c＝1.0mpa，內摩擦角原巷道幫部及頂板采用錨桿、錨索及梯形棚聯合支護，本發明主要分析巷道兩幫軟弱煤巖支護，原巷道兩幫錨桿、錨索及梯形棚腿布置如圖4。錨索預緊力200kn,直徑15.2mm，長度4.2m，每幫均勻布置預應力錨索7根，間距為650mm；錨桿預緊扭矩300n.m，直徑22.0mm，長度2.2m，每幫均勻布置預應力錨桿9根，間距500mm；金屬支架棚腿選用22號礦用工字鋼，取錨桿排距、錨索排距及棚腿排距為650.mm，錨索及錨桿布置在相鄰棚腿中間。由于巷道兩幫中部錨桿長度偏小、錨桿間距及錨索間距偏大，致使巷道兩幫中部預應力錨索作用范圍內煤巖變形失穩；由于錨索長度偏短，致使巷道兩幫中部預應力錨索作用范圍外松動破碎煤巖變形失穩，數次翻修仍難以保持穩定。

采用本發明確定巷道兩幫合理支護。如圖1，巷道兩幫中部中間部位ab部位鉆孔，距巷道表面距離r1、r2、r3分別為r1＝3.0m、r2＝5.0m、r3＝10.0m位置布置錨固頭1、錨固頭2、錨固頭3，通過鋼絲繩1、鋼絲繩2及鋼絲繩3長度變化測得鉆孔在巷道表面o點位移u0＝446.0m，鉆孔距巷道表面距離r1＝3.0m位置c點位移uc＝150.0mm，鉆孔距巷道表面距離r2＝5.0m位置d點位移ud＝62.0mm，按公式對鉆孔中距巷道表面不同距離r的位移值u進行回歸分析，依據多點位移計獲得的測點o、測點c、測點d的位移值，可得回歸系數η1＝449.0mm，η2＝2.63。依此確定錨索、錨桿、金屬棚支架支護參數分別為：

(1)巷道兩幫中部預應力錨索支護參數：

①錨索間距

巷道兩幫中部2.0m范圍內布置預應力錨索，取a1＝a2＝500.0mm。

②錨索長度

巷道兩幫中部中間位置錨索1長度l1＝-η2ln(20η2/η1)+(0.6～0.8)，取l1＝6.3m；距巷道兩幫中部中間位置2.0m處錨索3的長度l3＝-η2ln(40η2/η1)+(0.6～0.8)，取l3＝4.6m；錨索2的長度l2＝l1-4×(l1-l3)×a1/h，取l2＝5.5m。

如圖5，巷道兩幫中部布置直徑為φ15.2mm、預緊力為200kn的預應力錨索5根，其中長度為6.3m預應力錨索1根，長度為5.5m的預應力錨索2根，長度為4.6m的預應力錨索2根，相鄰錨索間距取a1＝500.0mm。

(2)巷道兩幫中部預應力錨桿支護參數

①錨桿間距

巷道兩幫中部2.0m范圍內布置預應力錨桿，取a′1＝a′2＝300.0mm，a′3＝400.0mm。

②錨桿長度

巷道兩幫中部中間位置錨桿1長度l1＝-η2ln(70η2/η1)+(0.4～0.5)，取l1＝2.8m；距巷道兩幫中部中間位置2.0m處錨桿4的長度l4＝-η2ln(140η2/η1)+(0.4～0.5)，取l4＝1.0m；錨桿2的長度l2＝l1-4×(l1-l4)×a′1/h，取l2＝2.3m；錨桿3的長度l3＝l1-4×(l1-l4)×(a′1+a′2)/h，取l3＝1.6m。

如圖5，巷道兩幫中部布置直徑為φ22.0mm、預緊扭矩為300n.m的預應力錨桿7根，其中長度為2.8m的預應力錨桿1根，長度為2.3m的預應力錨桿2根，長度為1.6m的預應力錨索2根，長度為1.0m的預應力錨桿2根，錨桿1與錨桿2間距為300.0mm，錨桿2與錨桿3間距300.0mm，錨桿3與錨桿4間距400.0mm。

(3)巷道兩幫無預應力錨桿布置

①錨桿間距

巷道兩幫端部布置φ22.0mm無預應力錨桿，取錨桿間距a＝500.0mm。

②錨桿長度

l＝-η2ln(80η2/η1)+(0.4～05)，取l＝2.5m。

巷道兩幫端部布置長度l＝2.5m的無預應力錨桿4根，相鄰錨桿間距a＝500.0mm。

(4)錨桿排距、錨索排距及棚腿間距

金屬支架選用22號礦用工字鋼，a1＝500.0mm，取錨桿排距、錨索排距及棚腿間距為500.0mm，錨索及錨桿布置在相鄰棚腿中間。

依據本發明確定的深部煤層巷道兩幫軟弱煤巖錨桿、錨索及梯形棚合理支護布置如圖5所示。比較圖4及圖5，巷道幫部采用新的錨桿、錨索及梯形棚支護參數后，每米巷道錨索用量由45.2m增加至53.0m、錨桿用量由30.5m增加至45.2m、梯形棚用量由1.54架增長至2.00架，盡管一次支護成本略有增加，但及時保持巷道兩幫變形穩定，避免后期返修造成的安全隱患及多次翻修帶來的支護成本顯著提高。

應當理解本發明所述的例子和實施方式僅為了說明，并不用于限制本發明，本領域技術人員可根據它做出各種修改或變化，凡在本發明的精神和原則之內，所作的任何修改、等同替換、改進等，均應包含在本發明的保護范圍之內。