水峪煤矿总回风煤巷支护设计

杜恕宏

（山西焦煤汾西矿业集团水峪公司， 山西 吕梁 032300）

引言

工作面的回采会形成干扰效应，影响采煤工作面的正常接续，在远离回采工作面的区域布置独立的工作面，形成孤岛工作面，可以避免回采的影响[1-2]。但孤岛工作面在回采过程中会出现较大的集中应力，对采场围岩造成严重破坏，影响工作面的安全开采[3-4]。水峪煤矿在煤层中布置了孤岛综放面，受采动影响，总回风巷矿山压力显现明显，巷道帮部及顶板变形严重，致使巷道局部断面尺寸不足，对正常的通风、行人造成了影响。

1 煤巷地质条件

水峪煤矿总回风煤巷位于3号煤层中，煤层平均埋深200 m左右，煤层厚3.78～6.10 m，平均厚5.31 m。全井田可采，结构简单，含夹矸0～3层，属稳定可采煤层。顶板岩性为厚层灰黑色的粉砂岩，单向抗压强度为29.10～34.40MPa，抗拉强度1.70～2.12MPa，抗剪强度3.75～4.25 MPa，属软弱-半坚硬岩石，稳固性差-中等；底板为黑灰色砂质泥岩，单向抗压强度为 26.00～34.60 MPa，抗拉强度 1.47～1.91 MPa，抗剪强度 4.12～6.09 MPa。

2 极限平衡区深入围岩深度

在忽略采动对巷道造成的影响时，巷道围岩极限平衡区半径R′如式（1）所示：

式中：γ为上覆岩层容重，25 kN/m3；H为巷道埋深，280 m；Pi为支护阻力，0.24 MPa；a为巷道理论半径，3.31 m；C 为黏结力，10.61 MPa；φ 为内摩擦角，30.96°；K1为采动影响系数，取0.1；K2为煤岩体力学参数修正系数，取1/10；λ为侧压系数。

联立式（1）（2）算得极限平衡区的影响深度为：

式中：Δ为极限平衡区的影响深度。

根据式（1）计算可得 R′=4.40 m；

根据式（3）计算可得Δ=1.09 m。

工作面采动会使极限平衡区的影响深度进一步发育，且采动对顶板的影响强于两帮，致使顶板极限平衡区的影响深度增加量大于两帮，顶板与两帮极限平衡区深入围岩的深度Δd与Δb的安全系数分别取 1.35和 1.0，因此，Δd=1.47 m；Δb=1.09 m。

3 支护参数设计

3.1 锚杆支护参数

3.1.1 锚固剂长度

在极限平衡理论中，确定锚杆锚固段长度需要综合考虑黏结段的黏锚力和锚杆承受的最大载荷[5-6]。

在锚固段内，锚杆黏结力与载荷之间满足式（4）。

式中：dj为锚杆直径，20 mm；τj为黏结剂同金属锚杆之间的黏结强度，8 MPa；P 为锚杆屈服力，200 kN；L1′为金属锚杆要求的锚固段长度，mm；

锚杆载荷与黏结力与之间存在如式（5）：

式中：dy为钻孔直径，28 mm；τy为黏结剂同钻孔岩壁之间的黏结强度，5 MPa；P为锚杆屈服力，200 kN；L1′为钻孔岩壁要求的锚固段长度，mm；

则根据式（4）计算得 L1′=398 mm。

则根据式（5）计算得 L1′=455 mm。

实际锚固段长度应选择L1′和L1′之中的较大者，考虑一定的搅拌不均匀系数Kj（此处取1.2），即锚固段长度为：

根据式（6）计算得L1=546 mm。

3.1.2 锚杆长度

锚杆长度由下式算得：

式中：L 为锚杆长度，m；L1为锚固段长度，0.546 m；Δ为极限平衡区影响深度；L3为锚杆外露长度，0.1m。

将顶板与两帮极限平衡区深入围岩的深度Δd与 Δb带入式（7）：

1）顶锚杆长度：

计算得Ld=2.12 m。

2）帮锚杆长度：

计算得Lb=1.736 m。

因此，总回风煤巷顶板锚杆长度确定为2.2 m，两帮锚杆长度为1.8 m。

3.1.3 锚杆间排距

锚杆的锚固力由每根锚杆需要承受的岩石重量确定，由此可确定锚杆间排距，锚杆按等距排列，锚杆间排距设为a。则有：

式中：D为锚杆直径，20 mm；[σ]为锚杆许用强度，400 MPa；qd为极限平衡区载荷，0.128 MPa。

算得a=0.99 m，即满足顶板支护要求的锚杆最大间排距为0.99 m。

3.2 锚索支护参数

3.2.1 锚索长度

基于锚索悬吊下锚网支护体理论，采动影响下巷道周边极限平衡区半径计算公式与式（1）相同，只是其中K1取值为3，算得R′=7.31 m。

计算得Δ=4.00 m。

锚索长度由式（10）计算：

式中：L′为锚索长度，m；L1为锚固段长度，2.0 m；Δmax为极限平衡区影响深度与垮落危险高度中的较大值；L3为锚索外露长度，0.3 m。

锚索锚固段长度按式（11）计算：

式中：dj为锚索直径，17.8 mm；τj为黏结剂同金属锚杆之间的黏结强度，8MPa；P 为锚索载荷，353 kN；L1′为按破坏面发生在金属锚索表面处要求的锚固段长度，mm。

则根据式（11）得 L1′=789.5 mm。

同理，锚固段内黏结力与锚索载荷之间满足式（5），计算得 L1′=803.0 mm。

实际锚固段长度应选择 L1′和 L1′之中的较大者，搅拌不均匀系数Kj取1.5，算得锚索锚固段长度L1=1 204 mm。

根据式（10）计算得 L′=1.204+4.00+0.3=5.54 m。

总回风巷现为全断面放炮掘进施工，直接顶与老顶松散岩层厚度为4.0 m，取锚索锚固长度与外露长度之和为1.6 m，则锚索长度L′≥5.6 m。

实际选用的锚固段长度取较大者，因此锚索长度应取6.0m，端头锚固方式为锚固锚索。

3.2.2 锚索排距

在极限平衡理论中，锚索的排距如式（12）：

式中：n为每排锚索数，3；Y1为锚索的屈服荷载，260 kN/m3；γ 为上覆岩层体积力，25 kN/m3；B 为巷道跨度，6 m；n1为安全系数，1.2。

计算得b=2.36，即锚索排距不可超过2.36 m。

综上所述，总回风巷理论设计支护参数如表1所示。

表1 理论计算主要参数

4 支护效果数值模拟分析

采用FLAC3D模拟分析总回风巷支护技术方案的支护效果，选用位移与应力约束边界条件：模型四周固定水平位移；底面固定垂直位移；顶面采用应力约束，采用摩尔库仑屈服准则。建模型的尺寸为60 m×60 m×60 m，所建立的数值计算模型图如下页图1示。

采用FLAC3D分别模拟了总回风巷在工况一（开挖无支护）、工况二（锚网索联合支护）两种情况，为了便于分析将不同支护方式下总回风巷围岩位移及塑性区最大数值置于下页表2、表3中。

图1 数值计算模型图

表2 总回风巷围岩位移数值

表3 总回风巷围岩塑性区最大深度数值

由表2、表3分析可知，总回风巷采用锚网索联合支护方案后，顶板塑性区范围从4.0 m降为1.5 m，帮部塑性区范围从4.0 m降为1.5 m，底部塑性区范围从5.0 m降低为3.0 m。巷道围岩位移明显降低，顶板最大下沉量从222.07 mm降低为39.16 mm，底板最大底鼓量从313.81 mm降低为168.21 mm，两帮最大移近量从146.56 mm降低为190.45 mm。

5 结论

1）通过理论计算可得，在现有的巷道条件下，顶锚杆长度不小于2.12 m，帮锚杆长度不小于1.732 m，间排距不小于0.99 m；锚索长度不小于5.6 m，间排距不小于2.36 m。

2）通过数值模拟分析可知，总回风巷开挖支护完成后，巷道两帮变形量最大为190.45 mm，顶底板移近量最大为207.37 mm，围岩破坏深度顶板1.5 m、底板3 m、帮部1.5 m。

3）通过数值模拟可以看出：设计的总回风巷支护方案将巷道围岩的变形控制在了合理范围内，满足了巷道现有的支护需求。