九龙矿15249N 运煤巷支护设计及数值模拟研究

史泽坡 杨永迁 刘 帅

（1.冀中能源峰峰集团宝峰矿业有限公司九龙矿，河北 邯郸 056200；2.冀中能源峰峰集团有限公司，河北 邯郸 056107）

1 概况

九龙矿15249N 工作面位于北三采区下部，工作面标高为-800 m 左右。15249N 运煤巷总工程量为850 m，沿着2#煤顶板掘进，2#煤厚2.0～6.0 m，均厚5.7 m，倾角约19°。巷道呈斜矩形，巷道宽4.8 m，左帮2.8 m，右帮4.3 m。顶底板情况见表1。

表1 煤岩层情况表

2 支护参数计算及方案确定[1-6]

2.1 巷道支护参数计算

本文基于悬吊作用理论进行支护设计。

2.1.1 锚杆支护参数

锚杆的长度L按照下式进行计算：

式中：L1为锚杆外露长度，m；L2为锚杆有效长度，m；L3为锚杆锚固长度，m。

锚杆的外露长度L1的计算公式为L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03），本次取L1为0.15 m。

顶板锚杆有效长度L2按照下式进行计算：

当f≥2 时，L2=B/2f（2）

当f≤2 时，L2=1/f[B/2+Hcot（45°+φ/2）]（3）

式（2）与（3）中：f为围岩的坚固性系数；B为巷道跨度，m；H为巷道掘进高度，m；φ为围岩的内摩擦角，（°）。

实测顶板岩体的坚固性系数为5，大于2，因此，采用式（2）确定L2=B/2f=0.48 m。

两帮煤体的锚杆有效长度L2按照下式计算：

式中：各符号的物理意义同式（2）。

实测两帮煤体的坚固性系数为1，因此：

L2=1.32 m。

锚杆锚固长度L3一般取0.9～1.3 m。

因此，顶锚杆长度为L=L1+L2+L3=0.15 m+0.48m+1.2 m=1.83 m，取2.4 m。帮锚杆长度为L=L1+L2+L3=0.15 m+1.32 m+0.9 m=2.37 m，取2.4 m。

考虑实际施工工艺的情况，锚杆间排距通常取等间距，同时应满足D≤0.5L=0.5× 2.4 m=1.2 m。为安全起见，取顶锚杆间距0.75 m，排距0.8 m，帮锚杆间排距取0.8 m×0.8 m。

锚杆直径根据现场经验，取20 mm。靠近巷道帮角的顶部锚杆安设角度与垂线成15°。

2.1.2 锚索支护参数

锚索的长度按照下式进行计算：

式中：X1为锚索外露长度，0.2 m，X2为隐性不稳定岩层高度，3.5 m，X3为锚索锚固长度，1.7 m。

因此，锚索长度为X=5.4 m，取6.2 m。

锚索间排距的确定需要参考巷道开挖中一个步距内的长度范围锚索支护岩层发生冒落的重力Q，按照下式进行计算：

式中：S为巷道宽度，取4.8 m；L为冒落巷道长度，通常取一个步距1.6 m；H为冒落顶板厚度，取3.5 m；P为岩层密度，取2.6 t/m3；R为冒落系数，取1。Q=4.8 m×1.6 m×3.5 m×2.6 t/m3×1×9.8=685 kN

一个开挖步距内巷道所的锚索根数N：

式中：Q为冒落重力，取685 kN；Q锚索为所选锚索破断力，取583 kN；K为安全系数，取2。

则N=685 kN÷583 kN×2=2.35 根，取3 根。

则每根锚索所需锚固力Q锚固=Q÷N=685 kN÷3=228.3 kN。

单根锚索所需锚固力Q锚固小于锚索的破断力583 kN，同时也小于锚索的设计锚固力260 kN，满足安全支护的要求。

根据以上计算，结合实际经验，为安全起见，一个步距1.6 m 巷道顶板支护所需锚索根数取4 根，锚索间距取1 m，排距取1.6 m。

2.2 支护方案确定

2#煤顶板直接顶为砂质泥岩，属较稳定岩层，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶稳定岩层中，需要高强锚索做辅助支护。根据邻近工作面巷道矿压观测数据及支护经验，确定斜矩形断面，采用锚杆+梯子梁+钢带+锚索+塑料网+钢筋网联合支护。支护断面如图1。

图1 支护断面图（mm）

顶板支护参数：顶锚杆长度2400 mm、直径20 mm，锚固长度不小于1000 mm，间排距800 mm×800 mm。顶锚索长度6200 mm、直径21.8 mm，间排距1000 mm×1600 mm。

两帮支护参数：帮锚杆长度2400 mm、直径20 mm，锚固长度不小于1000 mm，间排距800 mm×800 mm。右帮高度大于4000 mm 时，布置两排帮锚索平行于巷道走向分别打设于二、三排和第三、四排帮锚杆之间，帮锚索长度6200 mm、直径21.6 mm，间排距800 mm×1500 mm。

3 数值模拟分析

3.1 模型建立

本文所用模型整体长50 m，宽20 m，高65 m，巷道位于模型中央，宽5 m，左帮高2.8 m，右帮高4.3 m，进深20 m。将模型前后左右和下面边界固定不动，模型顶部施加17.7 MPa 均布荷载。模型如图2。

图2 模型图

3.2 竖向位移分析

图3（a）和（b）分别为19249N 上顺槽无支护和采用锚杆锚索联合支护后的竖向位移。对比无支护开挖巷道可知，采用锚杆锚索联合支护开挖后，顶板位移量由9.9 cm 下降到7.8 cm，下降了21%，由此可见顶板得到有效控制。

图3 竖向位移云图

3.3 横向位移分析

图4（a）和（b）分别为巷道无支护和采用锚杆锚索联合支护后的横向位移云图。结果表明，无支护开挖时，两帮横向位移量达到66 cm，采用锚杆锚索联合支护后，两帮位移量减小到43 cm，巷道两帮收敛量达到了34%，两帮支护效果明显。

图4 横向位移云图

3.4 塑性区分析

图5（a）和（b）分别为巷道无支护和采用锚杆锚索联合支护后的塑性区。通过对比可以明显地发现，采用锚杆锚索联合支护后，巷道围岩塑性区得到有效减小，说明了围岩得到有效控制，提高围岩的稳定性。

图5 塑性区

4 结论

1）根据15249N 运煤巷参数，确定采用锚杆+梯子梁+钢带+锚索+塑料网+钢筋网进行联合支护。顶板采用Ф20 mm×2400 mm 锚杆，间排距800 mm×800 mm，采用Ф21.8 mm×6200 mm 锚索，间排距1200 mm×1600 mm；两帮采用Ф20 mm×2400 mm 锚杆，间排距800 mm×800 mm，右帮采用Ф21.6 mm×4000 mm 锚索，平行巷道走向布置两排，间排距800 mm×1500 mm。

2）数值模拟结果表明，对比无支护情况，采用锚杆锚索联合支护后，15249N 上顺槽巷道竖向位移量、横向位移量减小了21%和34%，巷道围岩塑性区减小明显，围岩能得到有效控制。