大断面回采巷道支护参数优化设计

王荣刚

（汾西矿业（集团）两渡煤矿， 山西 灵石 033300）

引言

当前在很多的矿区进行厚煤层开采工作时，通常都会选择综合机械化一次采全高的回采方法，然而这种回采方法对回采巷道断面的要求比较高，随着回采巷道断面的服务年限不断增加，传统的锚杆支护形式已无法满足回采巷道的要求。虽然很多文献中都对地下工程支护技术进行了介绍，但是针对煤矿大断面回采巷道支护技术的研究文献却很少。本文以某矿区工作面的回采巷道支护作为研究对象，确定新的优化设计参数，并取得了较好的支护效果。

1 工程概况

此矿区的矿产量为300万t/年，开采方式为多水平开采，其中3-1煤层作为第一水平，此煤层的结构较为简单，煤层的倾角在0°～2°之间，煤层厚度为5.5 m，煤层总体上呈东部高、西部低趋势。其中第一水平的埋深为611 m，标高为+660 m。3-1煤层作为当前的主要采煤层，层位较为稳定，在全区属于稳定煤层，煤质没有明显的变化，煤层可采的厚度达到5.5 m。煤层的顶板主要有粉砂质泥岩和细砂岩，呈深灰色和浅灰白色，层理为波状。巷道的底部主要是砂质泥岩，呈深灰色，煤层顶板和巷道底部均夹薄层泥岩。在煤层中布置有回采巷道，巷道断面呈矩形，断面的高度和宽度分别为4 m和5.6 m，掘进断面面积为22.4 m2，此巷道采用的支护方式为锚网喷联合支护。

此工作面辅运顺槽的支护方式为锚网索，煤柱帮和巷道顶板采用的锚杆为全螺纹钢树脂锚杆，锚杆规格为Φ20 mm×2 200 mm，顶板布置6根，煤柱帮布置4根，在煤帮上角布置1根螺纹钢锚杆，锚杆型号与规格和前面相同，另外3根采用玻璃钢锚杆，锚杆型号与规格和前面相同，间排距为1 000 mm×1 000 mm。每根锚杆均采用树脂药卷，数量为2块，型号为MSCK2350，使用风动扳手进行紧固，保证锚固力超过105kN。顶板采用的锚索规格为Φ21.6mm×6 200 mm，每排共布置3根，将一根锚索布置在正中位置，其余2根分别布置在正中两边的1 600 mm处，间排距为1 600 mm×3 000 mm。

2 支护优化参数计算

2.1 锚杆参数优化设计

2.1.1 锚杆长度计算

式中：L为锚杆总长度；L1为露在外面的锚杆长度，取0.15 m；L2为有效长度，等同于普式免压拱高度b，m；L3为锚杆进入岩层的深度，为0.35 m；B为巷道的掘进跨度，为5.6 m；H为巷道的高度，为4.0 m；f为顶板岩石的普式系数，为3.55；ω为两帮围岩的内摩擦角，为30°。通过计算可以得出，锚杆的总长度L≥2 050 mm，根据现场实际施工情况以及经济效益考虑，锚杆的总长度L取2.2 m。

2.1.2 锚杆间排距计算

式中：L为锚杆长度，取3m；b1为加固拱厚度，取1.2m；α为锚杆的控制角，取40°。通过计算可以得到锚杆间排距a≤1.51 m，这里取1.0 m。

2.1.3 锚杆直径计算

首先假设锚杆锚固力等同于杆体的破断力，那么可以得到：

式中：d为锚杆直径，mm；Q为锚杆锚固力，取132 kN；σt为Ⅱ级螺纹杆的抗拉设计强度，为455 MPa。

通过计算可以得到锚杆直径d≥17.78 mm，取18 mm。

2.2 锚索参数设计

2.2.1 锚索直径计算

式中：d1为锚索直径，mm；Q1为锚索的张紧力，为150 kN；σ′t为钢绞线的抗拉设计强度，为 1 770 MPa。

通过计算可以得到锚索直径d1≥9.79 mm。

2.2.2 锚索长度

式中：A为锚索长度，m；A1为锚索露在外面的长度，取0.30 m；k为安全系数，取2.0；A2为有效长度，等同于免压拱高b，m；A3为锚入岩层内的深度，取1.5m。通过计算可以得到锚索长度A≥4.65 m。

2.2.3 锚索排距

锚索排距是按照锚杆能够悬吊的岩层最大质量来计算的。

式中：M为锚索最大排距，m；n为锚索排数，为1；F2为锚索最大的承载力，为504 kN；B1为巷道的最大冒落宽度，为5.5 m；H1为巷道的最大冒落高度，为2.9 m；γ为岩体的容重，为25 kN/m3；F1为施工部给的锚杆锚固力值，为126 kN；θ为巷道顶板与角锚杆的夹角，为85°。通过计算可以得到锚索排距为M≤3.4 m。

通过上面的计算可以得到相应的参数，从而将支护优化方案进行确定：大断面回采巷道支护方式没有发生改变，依然采用锚网索联合支护的支护方式。玻璃钢锚杆直径没有发生变化，间排距没有发生变化，依然是1 000 mm×1 000 mm。将螺纹钢树脂锚杆的直径改为规格为Φ18mm的锚杆。顶板锚索的规格型号没有发生变化，每排改为布置2根锚索，在顶板锚杆和锚索重合处不再进行锚杆的布置，将间排距改为3 000 mm×3 000 mm。金属网使用距没有发生改变。

3 数值模拟分析

3.1 数值模型的建立

该矿井工作面回采巷道利用软件进行模拟运算。建立的模型尺寸为15 m×61.2 m×64 m，设计的巷道尺寸为5.6 m×4 m，采用的模型为摩尔库伦本构模型，上部是自由的边界，下沉自由，四周都是水平约束。此煤层的实际埋深为600 m，因此在模型的上边界要施加压力，施加的压力值为15 MPa，将过去的支护方案以及优化的支护方案代入进行计算并对比。

3.2 模拟结果分析对比

3.2.1 优化前支护方案的模拟结果分析

通过数据模拟分析了解到，采用过去的支护方案后，在巷道的两侧都有垂直应力形成应力集中区域，整个区域大概在巷帮2.8 m的地方，应力集中系数为1.47，应力最大时达到了22.1 MPa，在巷道形成的应力释放范围比较大，大概对3 m范围内的区域都造成影响。巷道整体的变形量比较少，变形的最大值只有23.5 mm，只对0.7 m以内的范围产生了影响，上覆岩层的移动量也不超过10 mm，而低估量最大值只有12.7 mm，只对周围0.7mm以内的范围造成影响。巷道两帮产生的位移量较少，数值为8.3mm，移近量只有16.4 mm，只对巷道两侧0.5 m以内的范围造成影响，具有非常好的支护效果。

3.2.2 优化支护方案的模拟结果分析

通过数据模拟分析了解到，采用优化的支护方案后，在巷道的两侧都有垂直应力形成应力集中区域，整个区域大概在巷帮2.6 m的地方，应力集中系数为1.56，应力最大时达到了23.4 MPa，在巷道形成的应力释放范围比较大，大概对2.8范围内的区域都造成影响。巷道整体的变形量比较小，变形的最大值只有25.4 mm，只对0.7 m以内的范围产生了影响，上覆岩层的移动量也不超过10mm，而低估量最大值只有12.5 mm，只对周围0.7 mm以内的范围造成影响。巷道两帮产生的位移量也是很少的，只有9.8 mm，移近量只有18.5 mm，只对巷道两侧0.5 m以内的范围造成影响，支护效果较好。

通过模拟分析可以了解到，与过去的支护方案相比，优化后的支护方案不但减小了螺纹钢锚杆的直径，同时增加了锚索间排距，进而减少了锚索的使用量，至于玻璃钢锚杆的使用量没有发生变化，结合回采巷道的使用年限来分析，得出优化后的支护方案比过去的支护方案更加具有经济效益。

4 优化支护方案的实际应用效果

为了研究优化支护方案的支护效果是否与理论效果相当，在此回采巷道掘进的开始处进行了测点1的布置，在掘进100 m之后进行了测点2的布置，按照每掘进100 m就进行一个测点的布置的方式，共进行6个测点的布置，选择其中的3个测点变形情况进行观测，共观测32 d。

通过32 d的现场观测了解到，在回采巷道应用优化的支护方案，在掘进完成的初始阶段，由于巷道掘进的影响，变形量一直处于缓慢增加的趋势，直到掘进完成之后的29 d，变形情况才开始变得稳定，巷道两帮和顶板的位移量分别达到的最大值为81 mm和62 mm。通过分析得出，此巷道采用优化支护方案之后，使巷道的变形量得到减小，因此此次研究设计的优化支护参数具有合理性，能够满足生产要求。

5 结论

1）如果回采巷道支护强度比较大的话，可以通过理论计算的方式选择设计参数，并结合运用数值模拟分析技术，将锚杆的直径进行适量减小，并减少使用的锚索根数，在能够维持巷道稳定的基础上，对巷道的支护参数进行优化，能够使矿区巷道支护成本得到降低。

2）在采用过去的支护方案时，虽然能够取得较好的支护效果，但是需要使用的锚索数比较多，因此在维护支护效果的情况下，采用优化的支护方案具有更高的经济效益。通过在巷道中应用优化支护方案，不但回采巷道的变形量没有发生太大的改变，还大大节省了原材料的使用。

3）针对大断面回采巷道，此次研究设计的优化支护参数不但具有良好的支护效果，并且有效降低了原材料的使用量以及工作人员劳动量的投入，此次回采巷道支护参数的优化设计成功实现了优化的目标。