郭 亮

（山西汾西宜兴煤业有限责任公司，山西 孝义 032300)

目前，在我国工作面回采巷道的支护以锚杆支护为主，而对于锚杆支护参数的确定，主要有三种方法：工程类比法、理论计算法和数值模拟法，这三种方法各有优劣，工程类比法是根据类似工作面巷道的支护设计，来推断所研究的工作面，但是这一过程只是经验推导，缺乏理论依据；理论计算是根据相关支护理论，来得到合理的支护参数，但是，各种理论所适用的条件不同，采用不同的理论，所得结果也有所差异；数值模拟的方法更多的是作为一种辅助工具，仅依靠数值模拟进行支护设计，缺乏说服力［1-2］。因此，本文结合以上三种方法，以宜兴煤业1206工作面实际地质条件为工程背景，对其材料巷进行支护设计，确定合理的支护方案，为矿井安全生产奠定基础。

1 工作面概况

宜兴煤业1206工作面位于一采区，埋深平均为405 m，主采2#煤层，煤层厚度为1.05～2.36 m，平均1.8 m，煤层倾角0°～8°,平均5°，煤层容重为1.35 t/m3，普氏硬度为1.0～1.5。工作面开切眼长度为222.6 m，走向长度为2643 m。在本工作面，2#煤层结构极不稳定，夹矸较多，最多时达到4层，厚度变化较大。

1206工作面由运输巷、材料巷和切眼构成采煤系统，其中，材料巷沿煤层底板掘进，走向长度为2643 m，巷道为矩形断面，断面宽度为4.5 m，断面高度为2.9 m，属于半煤岩巷，下面对其支护参数进行分析研究。

2 工程类比法

工程类比法是确定巷道支护参数的一种重要方法，宜兴煤业1204工作面与本工作面开采条件类似，1204工作面运输巷同样为矩形断面，断面宽度为4.7 m，断面高度为2.9 m，与1206工作面材料巷接近，其支护方案如下：

巷道顶板采用锚杆、锚索、金属菱形网、圆钢钢带联合支护，两帮采用圆钢锚杆、金属菱形网、圆钢钢带联合支护。顶板锚杆采用Φ22 mm×2200 mm的螺纹钢锚杆，间排距为850 mm×1000 mm，均垂直与顶板布置，锚索采用Φ21.6 mm的钢绞线，长度为6500 mm，排距为1.6 m；两帮采用Φ18 mm×1800 mm的圆钢钢锚杆，间排距为800 mm×1000 mm，每排每帮布置4根，均垂直两帮布置，上部锚杆距离顶板200 mm，下部锚杆距离底板300 mm，顶、帮部钢带均采用Φ14 mm圆钢加工。

3 理论计算

3.1 围岩破坏范围

回采巷道掘进后，应力重新分布，受应力作用，巷道围岩受到一定破坏，根据自然平衡拱理论，围岩破坏范围见图1［3］。

图1 巷道围岩破坏范围

由图1可以看出，巷道围岩受应力作用呈“拱形”破坏，根据自然平衡拱理论，巷道两帮的破坏范围为［3］：

式中：C为两帮破坏深度，m；Kcx为巷道围岩应力集中系数，取2.5；γ为顶板围岩平均容重，取25 kN/m3；H为煤层埋深，取405 m；B为采动影响系数，取1.5；fy为两帮围岩普氏系数，取1.8；h为巷道高度，2.9 m；Φ为巷道围岩内摩擦角，取33°。将数据代入式（1），可得巷道两帮破坏深度为1.64 m。

巷道顶板破坏深度的表达式为：

式中：b为巷道顶板破坏深度，m；a为巷道两帮到中心线的距离，取2.25 m；α为岩层倾角，取5°；ky为巷道围岩稳定系数，取0.5；fm为顶板锚固岩层普氏系数，取5。将数据代入式（2），可得巷道顶板破坏深度为1.59 m。

3.2 支护参数计算

（1）锚杆长度的确定

锚杆长度可通过围岩破坏范围确定。顶锚杆长度应为［4］：

式中：LD为顶锚杆长度，m；L0为锚杆外露长度，取0.15 m。将数据代入，可得顶锚杆长度应大于1.74 m。帮锚杆长度应为：

式中：LB为帮锚杆长度，m。将数据代入，可得帮锚杆长度应大于1.79 m。

（2）锚杆间排距的确定

根据锚杆承载能力，可确定锚杆间排距为：

式中：ar为锚杆间排距，m；其余符号含义与前相同，将数据代入，可锚杆间排距应小于1.09 m。

（3）锚杆锚固力的确定

锚杆锚固力的取决于围岩强度，其表达式为：

式中：Pm为锚杆锚固力，kN；D为锚杆直径，取0.022 m；fP为巷道锚固段围岩普氏系数，顶板取5，两帮取1.8；σt为锚杆的抗拉强度，取400×103kPa。 将数据代入式（5），可得顶锚杆的锚固力为107.56 kN，帮锚杆锚固力应为65.13 kN。

（4）锚索参数的确定

锚索长度由四部分组成，其表达式为：

式中：La为锚固长度，m；Lb为不稳的岩层厚度，取顶板破坏高度1.59 m；Lc为上托盘及锁具的厚度，取0.2 m；Ld为外露长度，取0.35 m。其中，锚固长度La可由下式确定。

式中：n为安全系数，取30；D为锚索直径，取21.6 mm；f1为锚索抗拉强度，取1860 N/mm2；f2为锚固剂粘合强度，取10 N/mm2。代入式（8）可得锚固长度为3.0 m。因此，锚索长度应大于5.35 m，采用6.5 m长的锚索满足实际需求。

锚索排距与长度关系可由式（9）表示。

式中：D为锚索排距，m；代入可得。D≤6500/2=3250 mm

为保障顶板稳定，锚索排距为1.6 m满足实际需求，每排布置3根，锚索间距为1.6 m，全部垂直顶板布置。

4 数值模拟分析

为进一步确定锚杆支护参数，利用FLAC3D数值模拟软件，对不同参数下巷道围岩变形量进行分析比较，确定最终方案。

4.1 建立模型

根据矿井实际地质资料，建立数值模型，模型长为200 m，宽为260 m，高为60 m，四周及底部固定位移，顶部施加均布载荷，模拟上覆岩层重量。初始模型见图2。

图2 初始模型

在模型中依据实际情况开挖回采巷道和工作面，工作面每次推进2 m，共推进100 m，记录此时不同支护下巷道的围岩变形，以确定最为合理的支护方案。

4.2 模拟结果及分析

结合计算结果，分别模拟锚杆长度为1.8 m、2.0 m、2.2 m和2.4 m时顶板及两帮位移量，其结果见图3。

图3 不同锚杆长度下巷道围岩变形

由图3可以看出，巷道顶板下沉量比两帮移近量略大，且锚杆长度为1.6 m时，巷道变形最大，随着锚杆长度的增加，巷道变形量逐渐减小，但是，减小的幅度逐渐降低，锚杆长度增至1.8 m时，随着长度的继续增加，巷道两帮移近量基本保持不变，锚杆长度增至2.2 m时，随着长度的继续增加，巷道顶板下沉量也趋于稳定。因此，可知顶板锚杆长度为2.2 m、两帮锚杆长度为1.8 m时，支护效果均达到最好。

结合前面的计算结果，分别模拟锚杆间排距为1.0 m×1.0 m、0.9 m×1.0 m、0.85 m×1.0 m和0.8 m×1.0 m时巷道围岩的变形情况，其模拟结果见图4。

图4 不同锚杆间距下巷道围岩变形

由图4可以看出，当锚杆间排距为1.0 m×1.0 m时，巷道顶板下沉量和两帮移近量均达到最大，随着锚杆间距的减小。巷道围岩变形逐渐降低，当锚杆间排距为0.85 m×1.0 m时，顶板下沉量趋于稳定，随间距继续降低，顶板下沉量不再明显变化，而两帮移近量在间排距为0.8 m×1.0 m时，采达到最小，因此，可以确定巷道顶板锚杆间排距为0.85 m×1.0 m时效果最好，两帮锚杆间排距为0.8 m×1.0 m时效果最好，即采用工程类比法所得支护方案可以满足实际需求。

巷道支护断面见图5。

图5 巷道支护断面

5 结语

根据宜兴煤业1206工作面实际地质资料，利用工程类比法，提出工作面材料巷的支护方案，然后利用理论分析和数值模拟进行验证，认为工程类比法所得方案可以满足实际生产需求，为工作面的安全生产提供有力保障。