杜恕宏

（山西焦煤汾西礦業(yè)集團水峪公司， 山西 呂梁 032300）

引言

工作面的回采會形成干擾效應(yīng)，影響采煤工作面的正常接續(xù)，在遠離回采工作面的區(qū)域布置獨立的工作面，形成孤島工作面，可以避免回采的影響[1-2]。但孤島工作面在回采過程中會出現(xiàn)較大的集中應(yīng)力，對采場圍巖造成嚴重破壞，影響工作面的安全開采[3-4]。水峪煤礦在煤層中布置了孤島綜放面，受采動影響，總回風巷礦山壓力顯現(xiàn)明顯，巷道幫部及頂板變形嚴重，致使巷道局部斷面尺寸不足，對正常的通風、行人造成了影響。

1 煤巷地質(zhì)條件

水峪煤礦總回風煤巷位于3號煤層中，煤層平均埋深200 m左右，煤層厚3.78～6.10 m，平均厚5.31 m。全井田可采，結(jié)構(gòu)簡單，含夾矸0～3層，屬穩(wěn)定可采煤層。頂板巖性為厚層灰黑色的粉砂巖，單向抗壓強度為29.10～34.40MPa，抗拉強度1.70～2.12MPa，抗剪強度3.75～4.25 MPa，屬軟弱-半堅硬巖石，穩(wěn)固性差-中等；底板為黑灰色砂質(zhì)泥巖，單向抗壓強度為 26.00～34.60 MPa，抗拉強度 1.47～1.91 MPa，抗剪強度 4.12～6.09 MPa。

2 極限平衡區(qū)深入圍巖深度

在忽略采動對巷道造成的影響時，巷道圍巖極限平衡區(qū)半徑R′如式（1）所示：

式中：γ為上覆巖層容重，25 kN/m3；H為巷道埋深，280 m；Pi為支護阻力，0.24 MPa；a為巷道理論半徑，3.31 m；C 為黏結(jié)力，10.61 MPa；φ 為內(nèi)摩擦角，30.96°；K1為采動影響系數(shù)，取0.1；K2為煤巖體力學參數(shù)修正系數(shù)，取1/10；λ為側(cè)壓系數(shù)。

聯(lián)立式（1）（2）算得極限平衡區(qū)的影響深度為：

式中：Δ為極限平衡區(qū)的影響深度。

根據(jù)式（1）計算可得 R′=4.40 m；

根據(jù)式（3）計算可得Δ=1.09 m。

工作面采動會使極限平衡區(qū)的影響深度進一步發(fā)育，且采動對頂板的影響強于兩幫，致使頂板極限平衡區(qū)的影響深度增加量大于兩幫，頂板與兩幫極限平衡區(qū)深入圍巖的深度Δd與Δb的安全系數(shù)分別取 1.35和 1.0，因此，Δd=1.47 m；Δb=1.09 m。

3 支護參數(shù)設(shè)計

3.1 錨桿支護參數(shù)

3.1.1 錨固劑長度

在極限平衡理論中，確定錨桿錨固段長度需要綜合考慮黏結(jié)段的黏錨力和錨桿承受的最大載荷[5-6]。

在錨固段內(nèi)，錨桿黏結(jié)力與載荷之間滿足式（4）。

式中：dj為錨桿直徑，20 mm；τj為黏結(jié)劑同金屬錨桿之間的黏結(jié)強度，8 MPa；P 為錨桿屈服力，200 kN；L1′為金屬錨桿要求的錨固段長度，mm；

錨桿載荷與黏結(jié)力與之間存在如式（5）：

式中：dy為鉆孔直徑，28 mm；τy為黏結(jié)劑同鉆孔巖壁之間的黏結(jié)強度，5 MPa；P為錨桿屈服力，200 kN；L1′為鉆孔巖壁要求的錨固段長度，mm；

則根據(jù)式（4）計算得 L1′=398 mm。

則根據(jù)式（5）計算得 L1′=455 mm。

實際錨固段長度應(yīng)選擇L1′和L1′之中的較大者，考慮一定的攪拌不均勻系數(shù)Kj（此處取1.2），即錨固段長度為：

根據(jù)式（6）計算得L1=546 mm。

3.1.2 錨桿長度

錨桿長度由下式算得：

式中：L 為錨桿長度，m；L1為錨固段長度，0.546 m；Δ為極限平衡區(qū)影響深度；L3為錨桿外露長度，0.1m。

將頂板與兩幫極限平衡區(qū)深入圍巖的深度Δd與 Δb帶入式（7）：

1）頂錨桿長度：

計算得Ld=2.12 m。

2）幫錨桿長度：

計算得Lb=1.736 m。

因此，總回風煤巷頂板錨桿長度確定為2.2 m，兩幫錨桿長度為1.8 m。

3.1.3 錨桿間排距

錨桿的錨固力由每根錨桿需要承受的巖石重量確定，由此可確定錨桿間排距，錨桿按等距排列，錨桿間排距設(shè)為a。則有：

式中：D為錨桿直徑，20 mm；[σ]為錨桿許用強度，400 MPa；qd為極限平衡區(qū)載荷，0.128 MPa。

算得a=0.99 m，即滿足頂板支護要求的錨桿最大間排距為0.99 m。

3.2 錨索支護參數(shù)

3.2.1 錨索長度

基于錨索懸吊下錨網(wǎng)支護體理論，采動影響下巷道周邊極限平衡區(qū)半徑計算公式與式（1）相同，只是其中K1取值為3，算得R′=7.31 m。

計算得Δ=4.00 m。

錨索長度由式（10）計算：

式中：L′為錨索長度，m；L1為錨固段長度，2.0 m；Δmax為極限平衡區(qū)影響深度與垮落危險高度中的較大值；L3為錨索外露長度，0.3 m。

錨索錨固段長度按式（11）計算：

式中：dj為錨索直徑，17.8 mm；τj為黏結(jié)劑同金屬錨桿之間的黏結(jié)強度，8MPa；P 為錨索載荷，353 kN；L1′為按破壞面發(fā)生在金屬錨索表面處要求的錨固段長度，mm。

則根據(jù)式（11）得 L1′=789.5 mm。

同理，錨固段內(nèi)黏結(jié)力與錨索載荷之間滿足式（5），計算得 L1′=803.0 mm。

實際錨固段長度應(yīng)選擇 L1′和 L1′之中的較大者，攪拌不均勻系數(shù)Kj取1.5，算得錨索錨固段長度L1=1 204 mm。

根據(jù)式（10）計算得 L′=1.204+4.00+0.3=5.54 m。

總回風巷現(xiàn)為全斷面放炮掘進施工，直接頂與老頂松散巖層厚度為4.0 m，取錨索錨固長度與外露長度之和為1.6 m，則錨索長度L′≥5.6 m。

實際選用的錨固段長度取較大者，因此錨索長度應(yīng)取6.0m，端頭錨固方式為錨固錨索。

3.2.2 錨索排距

在極限平衡理論中，錨索的排距如式（12）：

式中：n為每排錨索數(shù)，3；Y1為錨索的屈服荷載，260 kN/m3；γ 為上覆巖層體積力，25 kN/m3；B 為巷道跨度，6 m；n1為安全系數(shù)，1.2。

計算得b=2.36，即錨索排距不可超過2.36 m。

綜上所述，總回風巷理論設(shè)計支護參數(shù)如表1所示。

表1 理論計算主要參數(shù)

4 支護效果數(shù)值模擬分析

采用FLAC3D模擬分析總回風巷支護技術(shù)方案的支護效果，選用位移與應(yīng)力約束邊界條件：模型四周固定水平位移；底面固定垂直位移；頂面采用應(yīng)力約束，采用摩爾庫侖屈服準則。建模型的尺寸為60 m×60 m×60 m，所建立的數(shù)值計算模型圖如下頁圖1示。

采用FLAC3D分別模擬了總回風巷在工況一（開挖無支護）、工況二（錨網(wǎng)索聯(lián)合支護）兩種情況，為了便于分析將不同支護方式下總回風巷圍巖位移及塑性區(qū)最大數(shù)值置于下頁表2、表3中。

圖1 數(shù)值計算模型圖

表2 總回風巷圍巖位移數(shù)值

表3 總回風巷圍巖塑性區(qū)最大深度數(shù)值

由表2、表3分析可知，總回風巷采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護方案后，頂板塑性區(qū)范圍從4.0 m降為1.5 m，幫部塑性區(qū)范圍從4.0 m降為1.5 m，底部塑性區(qū)范圍從5.0 m降低為3.0 m。巷道圍巖位移明顯降低，頂板最大下沉量從222.07 mm降低為39.16 mm，底板最大底鼓量從313.81 mm降低為168.21 mm，兩幫最大移近量從146.56 mm降低為190.45 mm。

5 結(jié)論

1）通過理論計算可得，在現(xiàn)有的巷道條件下，頂錨桿長度不小于2.12 m，幫錨桿長度不小于1.732 m，間排距不小于0.99 m；錨索長度不小于5.6 m，間排距不小于2.36 m。

2）通過數(shù)值模擬分析可知，總回風巷開挖支護完成后，巷道兩幫變形量最大為190.45 mm，頂?shù)装逡平孔畲鬄?07.37 mm，圍巖破壞深度頂板1.5 m、底板3 m、幫部1.5 m。

3）通過數(shù)值模擬可以看出：設(shè)計的總回風巷支護方案將巷道圍巖的變形控制在了合理范圍內(nèi)，滿足了巷道現(xiàn)有的支護需求。