石槽村煤矿220605工作面运输顺槽支护参数优化设计

文/魏启明 赵 华

（作者单位：国家能源宁夏煤业集团石槽村煤矿)

（责任编辑：庞永厚）

巷道是煤矿生产开拓系统的重要组成部分，巷道支护与维护巷道的稳定性是保障矿井安全生产的前提。目前，矿山生产中使用较多的支护方式是锚杆+锚索+W形钢带或组合锚索、锚杆等联合支护，但是由于支护材料很难回收甚至不能回收，很大程度上造成了支护材料的浪费，导致煤炭企业利润空间缩小。而对锚杆支护进行合理优化，可以大幅加快巷道掘进速度，缓解采掘衔接的紧张局面，同时一定程度上能够减少工人劳动强度。

为进一步降低回采巷道支护成本，提高矿井生产效益，借鉴“高强度、低密度”的巷道支护设计理念，对国家能源宁夏煤业集团石槽村煤矿220605工作面运输顺槽支护参数进行优化设计，给出巷道支护优化设计方案，通过锚杆悬吊理论、普氏自然平衡拱理论、经验公式、FLAC3D数值模拟等研究方法，分析了220605工作面运输顺槽开挖后塑性破坏区分布规律，对比分析了巷道支护优化前后巷道围岩的变形量。实践表明，优化后的支护措施有效控制了巷道围岩的变形，为后期巷道优化设计提供了实践基础。

一、工程概况

石槽村煤矿220605工作面位于矿井22采区，运输顺槽开口位于22采区6煤三区段辅运绕道，切眼位于DF18正断层南侧保护煤柱外，停采线位于22采区开拓巷道保护煤柱北侧。220605工作面西邻220603工作面，东边为设计220607工作面，北以DF18断层保护煤柱为界，南部为矿井22采区开拓巷道保护煤柱。220605工作面上部为1102211及1102103工作面采空区，下部为未动用原始煤层。

220605工作面运输顺槽设计长度为1902m，自220605工作面运输顺槽“Z2”测点向前7.5m开口，以-5°～-10°坡度沿煤层顶板施工至220605工作面切眼位置。

二、理论分析

1.按悬吊作用计算

锚杆长度按下式估算，即：

式中 L—锚杆长度；

H—软弱岩层厚度或冒落拱高度；

K—安全系数，一般取2；

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般可按经验取0.4m；

L2—锚杆的外露长度，取0.10m。

软弱岩层厚度是根据地质资料、实测或经验估计；冒落拱高度按下式估算，即：

式中 B—巷道开挖宽度，5.6；

f—岩石坚固性系数，取3；

带入计算H＝5.6÷2÷3＝0.93m

则L＝KH＋L1＋L2=2×0.93＋0.4＋0.1＝2.36m

结论：锚杆长度选择应不小于2.36m，则拱部使用L=2.5m螺纹钢锚杆能满足支护要求。

锚杆间排距按下式估算，即：

式中 s—锚杆的间、排距，m；

Z—锚杆锚入自然平衡拱范围之外的额外深度，取0.4m；

a—巷道的半跨度，本巷道掘进宽度为5.6m，则半跨度为2.8m；

b—顶板岩层的破坏深度，取0.9m；

结论：锚杆的间排距应不大于1.0m×1.0m，顶锚杆间排距800×800mm符合要求。

锚杆直径按下式计算，即：

式中 d—锚杆最小直径，mm；

Q—锚杆设计锚固力，取127KN；

结论：锚杆直径的选取应满足d不小于18.1mm。

2.根据普氏自然平衡拱理论确定帮部锚杆

锚杆长度按下式计算，即：

式中 L—锚杆长度，m；

L1—煤壁破碎深度，m；

L2—锚杆锚入稳定岩层的深度，按经验取0.4m；

L3—锚杆外露(金属托板+螺母厚度+外露螺母长度)，0.1m；

煤壁破碎深度L1按下式计算，即：

式中 f—岩石普氏系数，取1.7；

B—巷道开掘宽度，取5.6m；

带入参数得煤壁破碎深度L1为：

根据上述公式得出：

结论：帮部锚杆长度取值应能满足L大于1.8m。

帮锚杆的间、排距的相关计算参数带入公式（4），其中Z=0.4m；a=2.8m，b=L1=1.3m，则：

结论：锚杆间排距应不大于0.84m×0.84m。

帮锚杆直径的相关计算参数带入公式（5），其中锚杆设计锚固力Q取值100KN，锚杆杆体抗拉强度取值490Mpa，得出帮锚杆直径：

结论：帮锚杆直径的选取应满足d不小于13.5mm。

3.经验公式

根据新奥法理论可知：

（1）锚杆长度：对于比较完整的硬岩，锚杆长度取1.0～1.2m；对于完整性较差的中硬岩石，锚杆长度取巷道宽度的1/4～1/3，一般为2～3m。根据新奥法，L=1.25～1.7m。

结论：顶锚杆长度2500mm符合要求。

（2）锚杆间排距：硬岩，锚杆间距取1.5～2.0m；中硬岩石，锚杆间距取1.5m。

结论：顶锚杆间排距800×800mm符合要求。

三、支护参数优化

1.原支护方案

（1）巷道顶板采用Ф22×2500mm螺纹钢锚杆支护，锚杆间距900×1000mm，每孔使用2节MSK2370型锚固剂，巷道拱部挂钢筋网。

（2）巷道顶板采用Ф21.8×8300mm锚索支护，锚索间距1200×2000mm，每孔使用3节MSK2370型锚固剂。

（3）巷道帮部采用Ф22×2500mm螺纹钢锚杆支护，锚杆间排距为800×1000mm，每孔使用2节MSK2370型锚固剂，两帮挂塑钢网支护。

2.优化支护方案

（1）锚杆支护参数。选用材质不低于BHRB500的高强锚杆，拱部锚杆选用左旋无纵肋螺纹钢锚杆，杆体直径Ф=20mm、长度L=2500mm。顶板拱部锚杆间排距为900×1000mm；帮部直墙段锚杆采用φ20×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮部直墙段锚杆第一根距底板为230mm，与巷道岩面呈15°打设，距底板800mm打设第二根锚杆，直墙段锚杆排距为1000mm；巷道断面每排布置14根锚杆，杆尾螺纹采用滚压加工工艺成型，长度为150mm。

（2）锚索支护参数。锚索采用φ21.8×7300mm钢绞线锚索，间排距为1600×2000mm，每孔使用3节MSK2370型锚固剂，钻孔直径Ф=30mm，锚固长度为2100mm。锚索预紧力不小于250KN，每排5根锚索。

（3）钢筋网及钢带。巷道表面铺设Φ6.5mm圆钢焊接而成的钢筋网，网片宽度为1000mm，网片长度为4000mm和3000mm，网孔规格为150×150mm，金属网宽1000mm；网片搭接长度不应小于100mm，并采用10#铁丝双丝双扣，孔孔相联。钢带选用W钢带或圆钢钢带，钢带长度为7000×80mm，共5孔，排距为2000mm。支护优化断面图如图1所示，支护优化平面图如图2所示。

图1 支护优化断面图

图2 支护优化平面图

四、数值模拟

1.模型的建立

FLAC是以拉格朗日差分法为基础的数值模拟应用软件，主要应用于岩土工程。根据石槽村煤矿生产地质条件建立数值模型，采场模型大小为长×宽×高=100m×50m×1m，模型侧面及底面为固定约束，上边界施加17MPa垂直应力，采用Mohr-Coulomb准则，测压系数λ取1.2。

巷道围岩物理参数见表1。

表1 巷道顶板各分层岩石力学参数

2.优化支护方案前后对比分析

通过数值模拟对比，原支护方案的顶板最大位移量为3.456mm，巷道底鼓最大移近位移量为3.8923mm，优化后的支护方案比原支护方案对顶板、底鼓最大位移量相对控制的更加有效。

巷道优化后，帮部最大位移量为3.9972mm，与原支护方案最大位移量基本相同。

巷道ZZ方向应力在巷道支护优化前后没有发生较大的变化。

总之，通过数值模拟对比，分析支护方案优化前后支护效果可得：锚杆参数以及锚杆数量优化设计后，在减少支护成本的情况下，巷道的塑性区并没有增大，反而通过巷道支护参数优化设计，使巷道围岩稳定性得到更好控制。

五、结论

根据石槽村煤矿地质资料，通过悬吊理论、普氏自然平衡拱理论等理论分析计算，得到巷道支护锚杆的相关参数。

通过FLAC3D建模数值模拟分析220605工作面回采巷道在不同支护方案的维护情况，可知顶板最大位移量相对原支护方案有所减小，两帮最大位移量与原支护方案大致相同，说明优化支护方案比原支护方案更加有利控制巷道围岩，为后期巷道优化设计提供了实践基础。