宜興煤業1206工作面回采巷道錨桿支護設計

郭 亮

（山西汾西宜興煤業有限責任公司，山西 孝義 032300)

目前，在我國工作面回采巷道的支護以錨桿支護為主，而對于錨桿支護參數的確定，主要有三種方法：工程類比法、理論計算法和數值模擬法，這三種方法各有優劣，工程類比法是根據類似工作面巷道的支護設計，來推斷所研究的工作面，但是這一過程只是經驗推導，缺乏理論依據；理論計算是根據相關支護理論，來得到合理的支護參數，但是，各種理論所適用的條件不同，采用不同的理論，所得結果也有所差異；數值模擬的方法更多的是作為一種輔助工具，僅依靠數值模擬進行支護設計，缺乏說服力［1-2］。因此，本文結合以上三種方法，以宜興煤業1206工作面實際地質條件為工程背景，對其材料巷進行支護設計，確定合理的支護方案，為礦井安全生產奠定基礎。

1 工作面概況

宜興煤業1206工作面位于一采區，埋深平均為405 m，主采2#煤層，煤層厚度為1.05～2.36 m，平均1.8 m，煤層傾角0°～8°,平均5°，煤層容重為1.35 t/m3，普氏硬度為1.0～1.5。工作面開切眼長度為222.6 m，走向長度為2643 m。在本工作面，2#煤層結構極不穩定，夾矸較多，最多時達到4層，厚度變化較大。

1206工作面由運輸巷、材料巷和切眼構成采煤系統，其中，材料巷沿煤層底板掘進，走向長度為2643 m，巷道為矩形斷面，斷面寬度為4.5 m，斷面高度為2.9 m，屬于半煤巖巷，下面對其支護參數進行分析研究。

2 工程類比法

工程類比法是確定巷道支護參數的一種重要方法，宜興煤業1204工作面與本工作面開采條件類似，1204工作面運輸巷同樣為矩形斷面，斷面寬度為4.7 m，斷面高度為2.9 m，與1206工作面材料巷接近，其支護方案如下：

巷道頂板采用錨桿、錨索、金屬菱形網、圓鋼鋼帶聯合支護，兩幫采用圓鋼錨桿、金屬菱形網、圓鋼鋼帶聯合支護。頂板錨桿采用Φ22 mm×2200 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為850 mm×1000 mm，均垂直與頂板布置，錨索采用Φ21.6 mm的鋼絞線，長度為6500 mm，排距為1.6 m；兩幫采用Φ18 mm×1800 mm的圓鋼鋼錨桿，間排距為800 mm×1000 mm，每排每幫布置4根，均垂直兩幫布置，上部錨桿距離頂板200 mm，下部錨桿距離底板300 mm，頂、幫部鋼帶均采用Φ14 mm圓鋼加工。

3 理論計算

3.1 圍巖破壞范圍

回采巷道掘進后，應力重新分布，受應力作用，巷道圍巖受到一定破壞，根據自然平衡拱理論，圍巖破壞范圍見圖1［3］。

圖1 巷道圍巖破壞范圍

由圖1可以看出，巷道圍巖受應力作用呈“拱形”破壞，根據自然平衡拱理論，巷道兩幫的破壞范圍為［3］：

式中：C為兩幫破壞深度，m；Kcx為巷道圍巖應力集中系數，取2.5；γ為頂板圍巖平均容重，取25 kN/m3；H為煤層埋深，取405 m；B為采動影響系數，取1.5；fy為兩幫圍巖普氏系數，取1.8；h為巷道高度，2.9 m；Φ為巷道圍巖內摩擦角，取33°。將數據代入式（1），可得巷道兩幫破壞深度為1.64 m。

巷道頂板破壞深度的表達式為：

式中：b為巷道頂板破壞深度，m；a為巷道兩幫到中心線的距離，取2.25 m；α為巖層傾角，取5°；ky為巷道圍巖穩定系數，取0.5；fm為頂板錨固巖層普氏系數，取5。將數據代入式（2），可得巷道頂板破壞深度為1.59 m。

3.2 支護參數計算

（1）錨桿長度的確定

錨桿長度可通過圍巖破壞范圍確定。頂錨桿長度應為［4］：

式中：LD為頂錨桿長度，m；L0為錨桿外露長度，取0.15 m。將數據代入，可得頂錨桿長度應大于1.74 m。幫錨桿長度應為：

式中：LB為幫錨桿長度，m。將數據代入，可得幫錨桿長度應大于1.79 m。

（2）錨桿間排距的確定

根據錨桿承載能力，可確定錨桿間排距為：

式中：ar為錨桿間排距，m；其余符號含義與前相同，將數據代入，可錨桿間排距應小于1.09 m。

（3）錨桿錨固力的確定

錨桿錨固力的取決于圍巖強度，其表達式為：

式中：Pm為錨桿錨固力，kN；D為錨桿直徑，取0.022 m；fP為巷道錨固段圍巖普氏系數，頂板取5，兩幫取1.8；σt為錨桿的抗拉強度，取400×103kPa。 將數據代入式（5），可得頂錨桿的錨固力為107.56 kN，幫錨桿錨固力應為65.13 kN。

（4）錨索參數的確定

錨索長度由四部分組成，其表達式為：

式中：La為錨固長度，m；Lb為不穩的巖層厚度，取頂板破壞高度1.59 m；Lc為上托盤及鎖具的厚度，取0.2 m；Ld為外露長度，取0.35 m。其中，錨固長度La可由下式確定。

式中：n為安全系數，取30；D為錨索直徑，取21.6 mm；f1為錨索抗拉強度，取1860 N/mm2；f2為錨固劑粘合強度，取10 N/mm2。代入式（8）可得錨固長度為3.0 m。因此，錨索長度應大于5.35 m，采用6.5 m長的錨索滿足實際需求。

錨索排距與長度關系可由式（9）表示。

式中：D為錨索排距，m；代入可得。D≤6500/2=3250 mm

為保障頂板穩定，錨索排距為1.6 m滿足實際需求，每排布置3根，錨索間距為1.6 m，全部垂直頂板布置。

4 數值模擬分析

為進一步確定錨桿支護參數，利用FLAC3D數值模擬軟件，對不同參數下巷道圍巖變形量進行分析比較，確定最終方案。

4.1 建立模型

根據礦井實際地質資料，建立數值模型，模型長為200 m，寬為260 m，高為60 m，四周及底部固定位移，頂部施加均布載荷，模擬上覆巖層重量。初始模型見圖2。

圖2 初始模型

在模型中依據實際情況開挖回采巷道和工作面，工作面每次推進2 m，共推進100 m，記錄此時不同支護下巷道的圍巖變形，以確定最為合理的支護方案。

4.2 模擬結果及分析

結合計算結果，分別模擬錨桿長度為1.8 m、2.0 m、2.2 m和2.4 m時頂板及兩幫位移量，其結果見圖3。

圖3 不同錨桿長度下巷道圍巖變形

由圖3可以看出，巷道頂板下沉量比兩幫移近量略大，且錨桿長度為1.6 m時，巷道變形最大，隨著錨桿長度的增加，巷道變形量逐漸減小，但是，減小的幅度逐漸降低，錨桿長度增至1.8 m時，隨著長度的繼續增加，巷道兩幫移近量基本保持不變，錨桿長度增至2.2 m時，隨著長度的繼續增加，巷道頂板下沉量也趨于穩定。因此，可知頂板錨桿長度為2.2 m、兩幫錨桿長度為1.8 m時，支護效果均達到最好。

結合前面的計算結果，分別模擬錨桿間排距為1.0 m×1.0 m、0.9 m×1.0 m、0.85 m×1.0 m和0.8 m×1.0 m時巷道圍巖的變形情況，其模擬結果見圖4。

圖4 不同錨桿間距下巷道圍巖變形

由圖4可以看出，當錨桿間排距為1.0 m×1.0 m時，巷道頂板下沉量和兩幫移近量均達到最大，隨著錨桿間距的減小。巷道圍巖變形逐漸降低，當錨桿間排距為0.85 m×1.0 m時，頂板下沉量趨于穩定，隨間距繼續降低，頂板下沉量不再明顯變化，而兩幫移近量在間排距為0.8 m×1.0 m時，采達到最小，因此，可以確定巷道頂板錨桿間排距為0.85 m×1.0 m時效果最好，兩幫錨桿間排距為0.8 m×1.0 m時效果最好，即采用工程類比法所得支護方案可以滿足實際需求。

巷道支護斷面見圖5。

圖5 巷道支護斷面

5 結語

根據宜興煤業1206工作面實際地質資料，利用工程類比法，提出工作面材料巷的支護方案，然后利用理論分析和數值模擬進行驗證，認為工程類比法所得方案可以滿足實際生產需求，為工作面的安全生產提供有力保障。