石槽村煤礦220605工作面運輸順槽支護參數優化設計

文/魏啟明 趙 華

（作者單位：國家能源寧夏煤業集團石槽村煤礦)

（責任編輯：龐永厚）

巷道是煤礦生產開拓系統的重要組成部分，巷道支護與維護巷道的穩定性是保障礦井安全生產的前提。目前，礦山生產中使用較多的支護方式是錨桿+錨索+W形鋼帶或組合錨索、錨桿等聯合支護，但是由于支護材料很難回收甚至不能回收，很大程度上造成了支護材料的浪費，導致煤炭企業利潤空間縮小。而對錨桿支護進行合理優化，可以大幅加快巷道掘進速度，緩解采掘銜接的緊張局面，同時一定程度上能夠減少工人勞動強度。

為進一步降低回采巷道支護成本，提高礦井生產效益，借鑒“高強度、低密度”的巷道支護設計理念，對國家能源寧夏煤業集團石槽村煤礦220605工作面運輸順槽支護參數進行優化設計，給出巷道支護優化設計方案，通過錨桿懸吊理論、普氏自然平衡拱理論、經驗公式、FLAC3D數值模擬等研究方法，分析了220605工作面運輸順槽開挖后塑性破壞區分布規律，對比分析了巷道支護優化前后巷道圍巖的變形量。實踐表明，優化后的支護措施有效控制了巷道圍巖的變形，為后期巷道優化設計提供了實踐基礎。

一、工程概況

石槽村煤礦220605工作面位于礦井22采區，運輸順槽開口位于22采區6煤三區段輔運繞道，切眼位于DF18正斷層南側保護煤柱外，停采線位于22采區開拓巷道保護煤柱北側。220605工作面西鄰220603工作面，東邊為設計220607工作面，北以DF18斷層保護煤柱為界，南部為礦井22采區開拓巷道保護煤柱。220605工作面上部為1102211及1102103工作面采空區，下部為未動用原始煤層。

220605工作面運輸順槽設計長度為1902m，自220605工作面運輸順槽“Z2”測點向前7.5m開口，以-5°～-10°坡度沿煤層頂板施工至220605工作面切眼位置。

二、理論分析

1.按懸吊作用計算

錨桿長度按下式估算，即：

式中 L—錨桿長度；

H—軟弱巖層厚度或冒落拱高度；

K—安全系數，一般取2；

L1—錨桿錨入穩定巖層的深度，一般可按經驗取0.4m；

L2—錨桿的外露長度，取0.10m。

軟弱巖層厚度是根據地質資料、實測或經驗估計；冒落拱高度按下式估算，即：

式中 B—巷道開挖寬度，5.6；

f—巖石堅固性系數，取3；

帶入計算H＝5.6÷2÷3＝0.93m

則L＝KH＋L1＋L2=2×0.93＋0.4＋0.1＝2.36m

結論：錨桿長度選擇應不小于2.36m，則拱部使用L=2.5m螺紋鋼錨桿能滿足支護要求。

錨桿間排距按下式估算，即：

式中 s—錨桿的間、排距，m；

Z—錨桿錨入自然平衡拱范圍之外的額外深度，取0.4m；

a—巷道的半跨度，本巷道掘進寬度為5.6m，則半跨度為2.8m；

b—頂板巖層的破壞深度，取0.9m；

結論：錨桿的間排距應不大于1.0m×1.0m，頂錨桿間排距800×800mm符合要求。

錨桿直徑按下式計算，即：

式中 d—錨桿最小直徑，mm；

Q—錨桿設計錨固力，取127KN；

結論：錨桿直徑的選取應滿足d不小于18.1mm。

2.根據普氏自然平衡拱理論確定幫部錨桿

錨桿長度按下式計算，即：

式中 L—錨桿長度，m；

L1—煤壁破碎深度，m；

L2—錨桿錨入穩定巖層的深度，按經驗取0.4m；

L3—錨桿外露(金屬托板+螺母厚度+外露螺母長度)，0.1m；

煤壁破碎深度L1按下式計算，即：

式中 f—巖石普氏系數，取1.7；

B—巷道開掘寬度，取5.6m；

帶入參數得煤壁破碎深度L1為：

根據上述公式得出：

結論：幫部錨桿長度取值應能滿足L大于1.8m。

幫錨桿的間、排距的相關計算參數帶入公式（4），其中Z=0.4m；a=2.8m，b=L1=1.3m，則：

結論：錨桿間排距應不大于0.84m×0.84m。

幫錨桿直徑的相關計算參數帶入公式（5），其中錨桿設計錨固力Q取值100KN，錨桿桿體抗拉強度取值490Mpa，得出幫錨桿直徑：

結論：幫錨桿直徑的選取應滿足d不小于13.5mm。

3.經驗公式

根據新奧法理論可知：

（1）錨桿長度：對于比較完整的硬巖，錨桿長度取1.0～1.2m；對于完整性較差的中硬巖石，錨桿長度取巷道寬度的1/4～1/3，一般為2～3m。根據新奧法，L=1.25～1.7m。

結論：頂錨桿長度2500mm符合要求。

（2）錨桿間排距：硬巖，錨桿間距取1.5～2.0m；中硬巖石，錨桿間距取1.5m。

結論：頂錨桿間排距800×800mm符合要求。

三、支護參數優化

1.原支護方案

（1）巷道頂板采用Ф22×2500mm螺紋鋼錨桿支護，錨桿間距900×1000mm，每孔使用2節MSK2370型錨固劑，巷道拱部掛鋼筋網。

（2）巷道頂板采用Ф21.8×8300mm錨索支護，錨索間距1200×2000mm，每孔使用3節MSK2370型錨固劑。

（3）巷道幫部采用Ф22×2500mm螺紋鋼錨桿支護，錨桿間排距為800×1000mm，每孔使用2節MSK2370型錨固劑，兩幫掛塑鋼網支護。

2.優化支護方案

（1）錨桿支護參數。選用材質不低于BHRB500的高強錨桿，拱部錨桿選用左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，桿體直徑Ф=20mm、長度L=2500mm。頂板拱部錨桿間排距為900×1000mm；幫部直墻段錨桿采用φ20×2000mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，幫部直墻段錨桿第一根距底板為230mm，與巷道巖面呈15°打設，距底板800mm打設第二根錨桿，直墻段錨桿排距為1000mm；巷道斷面每排布置14根錨桿，桿尾螺紋采用滾壓加工工藝成型，長度為150mm。

（2）錨索支護參數。錨索采用φ21.8×7300mm鋼絞線錨索，間排距為1600×2000mm，每孔使用3節MSK2370型錨固劑，鉆孔直徑Ф=30mm，錨固長度為2100mm。錨索預緊力不小于250KN，每排5根錨索。

（3）鋼筋網及鋼帶。巷道表面鋪設Φ6.5mm圓鋼焊接而成的鋼筋網，網片寬度為1000mm，網片長度為4000mm和3000mm，網孔規格為150×150mm，金屬網寬1000mm；網片搭接長度不應小于100mm，并采用10#鐵絲雙絲雙扣，孔孔相聯。鋼帶選用W鋼帶或圓鋼鋼帶，鋼帶長度為7000×80mm，共5孔，排距為2000mm。支護優化斷面圖如圖1所示，支護優化平面圖如圖2所示。

圖1 支護優化斷面圖

圖2 支護優化平面圖

四、數值模擬

1.模型的建立

FLAC是以拉格朗日差分法為基礎的數值模擬應用軟件，主要應用于巖土工程。根據石槽村煤礦生產地質條件建立數值模型，采場模型大小為長×寬×高=100m×50m×1m，模型側面及底面為固定約束，上邊界施加17MPa垂直應力，采用Mohr-Coulomb準則，測壓系數λ取1.2。

巷道圍巖物理參數見表1。

表1 巷道頂板各分層巖石力學參數

2.優化支護方案前后對比分析

通過數值模擬對比，原支護方案的頂板最大位移量為3.456mm，巷道底鼓最大移近位移量為3.8923mm，優化后的支護方案比原支護方案對頂板、底鼓最大位移量相對控制的更加有效。

巷道優化后，幫部最大位移量為3.9972mm，與原支護方案最大位移量基本相同。

巷道ZZ方向應力在巷道支護優化前后沒有發生較大的變化。

總之，通過數值模擬對比，分析支護方案優化前后支護效果可得：錨桿參數以及錨桿數量優化設計后，在減少支護成本的情況下，巷道的塑性區并沒有增大，反而通過巷道支護參數優化設計，使巷道圍巖穩定性得到更好控制。

五、結論

根據石槽村煤礦地質資料，通過懸吊理論、普氏自然平衡拱理論等理論分析計算，得到巷道支護錨桿的相關參數。

通過FLAC3D建模數值模擬分析220605工作面回采巷道在不同支護方案的維護情況，可知頂板最大位移量相對原支護方案有所減小，兩幫最大位移量與原支護方案大致相同，說明優化支護方案比原支護方案更加有利控制巷道圍巖，為后期巷道優化設計提供了實踐基礎。