在煤矿巷道支护方法上，譬如掘进速度、支护材料消耗、支护成本和采面的端头支护等，都对其有着直接的影响。煤矿随着机械化水平的不断提高，采准巷道的断面不断加大，就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：煤矿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，它有效地加固了顶板岩层，保持了巷道顶板的完整性，从而使顶板处于良好的受力状态，且有效地控制了顶板的自由变形。由于一些客观因素的影响，不少矿井还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。根据我公司多年的工程实践，巷道支护也应随着岩性及地质条件的变化和分类进行适当调整，以弥补用同一组支护参数存在的不足。所以，在此有必要进一步研究合理的支护参数，以正确指导设计与施工，确保煤矿巷道的安全稳定性，并尽力降低巷道支护施工成本。

 

 

　　现以某巷道支护为例，分析研究其支护参数、特性。该工程层位，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，稳定性差，吸水易变软和膨胀。其巷道围岩岩性较差，还受到淋水的作用，岩体局部较软，承载能力比较低，它对巷道的后期稳定性造成了极大影响，也属于稳定性较差或不稳定的巷道系列。针对这种情况下，要采用刚性金属支架支护，其成本非常高，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。因此，我们着重考虑了采用主动支护方式，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，共同来承受动压作用，实现安全稳定的支护效果。

 

　　实践得知，在一条巷道的支护参数设计中，其是否合理，它不仅与确定参数的理论依据有关，同时还与巷道的稳定性有关。通过工程测试，运用“新奥法”这一核心内容，也是确定巷道支护形式、参数、时间的一个重要依据。同时，锚杆支护系统的理论基础也可参照“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有两点：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时，可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。

 

　　影响岩巷稳定性的主要因素分析：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都有影响。我们对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状分析，并采用“BA—Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。经测试分析，原岩整体性好，波速较高(均大于3.5×103m/s)。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，整体性就明显变差，波速较低，松动圈大部分增大。因此，将这种巷道划分为不稳定的巷道。

 

　　在巷道支护过程中，锚杆支护系统的设计则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，以及巷道尺寸和形状等条件。支护设计以“新奥法”施工为指导思想，并根据施工地质条件的不同，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，它主要是指锚杆类型、间排距、长度、直径、锚固力。我们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。为此，我们也就针对巷道的工程地质情况，在支护参数设计时采用理论公式计算结合工程类比法来确定。

 

　　1）断面形状的影响。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，得出如下结论：在巷道顶部基本形成一个近似半园形的卸载松动区，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，巷道断面选用直墙半园拱形断面为最好。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园拱形。

 

　　2）锚杆长度的计算。当锚杆安设在顶板中，被锚固的岩层不厚，且在它上面有老顶时，锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。为此，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。

 

　　①L2长度。根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力，其计算公式如下：

 

　　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。

 

　　③锚杆露出孔外长度L1

 

　　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）锚杆间排距的确定。在一般情况下，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。求得：a=b=1179mm。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，因此适当加大组合拱厚度，以降低应力集中值，这样可减少锚杆间排距。

 

　　4）锚杆直径的计算。对于各种锚杆的锚固力，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。所以，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

 

　　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。

 

　　经计算为：d=1.13×=14.2(mm)

 

　　由于这类巷道变形较大，很多锚杆锚固力低，易失效，实际施工过程中可将其锚固力提高到60kN，则d=d+2=16.2mm，取d=16mm。

 

　　5）锚杆类型的确定。为在锚杆丝头强度满足要求的情况下，为尽量节约材质，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，以达到应有的效果。

 

 

　　煤矿不稳定巷道，经掘进后的应力进行了重新分布，其压力稳定及采动影响等不同阶段，必须进行矿压观测，判断巷道的稳定性程度，以及时应对，确保巷道各变形量满足设计要求。

 

　　①进行巷道围岩表面位移观测。

 

　　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。

 

　　③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。

 

　　④对松动圈进行测试。

 

　　总之，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，保证施工后静压下的稳定，避免返修。