九龍礦15249N 運煤巷支護設計及數值模擬研究

史澤坡 楊永遷 劉 帥

（1.冀中能源峰峰集團寶峰礦業(yè)有限公司九龍礦，河北 邯鄲 056200；2.冀中能源峰峰集團有限公司，河北 邯鄲 056107）

1 概況

九龍礦15249N 工作面位于北三采區(qū)下部，工作面標高為-800 m 左右。15249N 運煤巷總工程量為850 m，沿著2#煤頂板掘進，2#煤厚2.0～6.0 m，均厚5.7 m，傾角約19°。巷道呈斜矩形，巷道寬4.8 m，左幫2.8 m，右?guī)?.3 m。頂底板情況見表1。

表1 煤巖層情況表

2 支護參數計算及方案確定[1-6]

2.1 巷道支護參數計算

本文基于懸吊作用理論進行支護設計。

2.1.1 錨桿支護參數

錨桿的長度L按照下式進行計算：

式中：L1為錨桿外露長度，m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨桿錨固長度，m。

錨桿的外露長度L1的計算公式為L1=墊板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03），本次取L1為0.15 m。

頂板錨桿有效長度L2按照下式進行計算：

當f≥2 時，L2=B/2f（2）

當f≤2 時，L2=1/f[B/2+Hcot（45°+φ/2）]（3）

式（2）與（3）中：f為圍巖的堅固性系數；B為巷道跨度，m；H為巷道掘進高度，m；φ為圍巖的內摩擦角，（°）。

實測頂板巖體的堅固性系數為5，大于2，因此，采用式（2）確定L2=B/2f=0.48 m。

兩幫煤體的錨桿有效長度L2按照下式計算：

式中：各符號的物理意義同式（2）。

實測兩幫煤體的堅固性系數為1，因此：

L2=1.32 m。

錨桿錨固長度L3一般取0.9～1.3 m。

因此，頂錨桿長度為L=L1+L2+L3=0.15 m+0.48m+1.2 m=1.83 m，取2.4 m。幫錨桿長度為L=L1+L2+L3=0.15 m+1.32 m+0.9 m=2.37 m，取2.4 m。

考慮實際施工工藝的情況，錨桿間排距通常取等間距，同時應滿足D≤0.5L=0.5× 2.4 m=1.2 m。為安全起見，取頂錨桿間距0.75 m，排距0.8 m，幫錨桿間排距取0.8 m×0.8 m。

錨桿直徑根據現場經驗，取20 mm?？拷锏缼徒堑捻敳垮^桿安設角度與垂線成15°。

2.1.2 錨索支護參數

錨索的長度按照下式進行計算：

式中：X1為錨索外露長度，0.2 m，X2為隱性不穩(wěn)定巖層高度，3.5 m，X3為錨索錨固長度，1.7 m。

因此，錨索長度為X=5.4 m，取6.2 m。

錨索間排距的確定需要參考巷道開挖中一個步距內的長度范圍錨索支護巖層發(fā)生冒落的重力Q，按照下式進行計算：

式中：S為巷道寬度，取4.8 m；L為冒落巷道長度，通常取一個步距1.6 m；H為冒落頂板厚度，取3.5 m；P為巖層密度，取2.6 t/m3；R為冒落系數，取1。Q=4.8 m×1.6 m×3.5 m×2.6 t/m3×1×9.8=685 kN

一個開挖步距內巷道所的錨索根數N：

式中：Q為冒落重力，取685 kN；Q錨索為所選錨索破斷力，取583 kN；K為安全系數，取2。

則N=685 kN÷583 kN×2=2.35 根，取3 根。

則每根錨索所需錨固力Q錨固=Q÷N=685 kN÷3=228.3 kN。

單根錨索所需錨固力Q錨固小于錨索的破斷力583 kN，同時也小于錨索的設計錨固力260 kN，滿足安全支護的要求。

根據以上計算，結合實際經驗，為安全起見，一個步距1.6 m 巷道頂板支護所需錨索根數取4 根，錨索間距取1 m，排距取1.6 m。

2.2 支護方案確定

2#煤頂板直接頂為砂質泥巖，屬較穩(wěn)定巖層，適合錨網支護。為了將錨桿加固的“組合梁”懸吊于基本頂穩(wěn)定巖層中，需要高強錨索做輔助支護。根據鄰近工作面巷道礦壓觀測數據及支護經驗，確定斜矩形斷面，采用錨桿+梯子梁+鋼帶+錨索+塑料網+鋼筋網聯(lián)合支護。支護斷面如圖1。

圖1 支護斷面圖（mm）

頂板支護參數：頂錨桿長度2400 mm、直徑20 mm，錨固長度不小于1000 mm，間排距800 mm×800 mm。頂錨索長度6200 mm、直徑21.8 mm，間排距1000 mm×1600 mm。

兩幫支護參數：幫錨桿長度2400 mm、直徑20 mm，錨固長度不小于1000 mm，間排距800 mm×800 mm。右?guī)透叨却笥?000 mm 時，布置兩排幫錨索平行于巷道走向分別打設于二、三排和第三、四排幫錨桿之間，幫錨索長度6200 mm、直徑21.6 mm，間排距800 mm×1500 mm。

3 數值模擬分析

3.1 模型建立

本文所用模型整體長50 m，寬20 m，高65 m，巷道位于模型中央，寬5 m，左幫高2.8 m，右?guī)透?.3 m，進深20 m。將模型前后左右和下面邊界固定不動，模型頂部施加17.7 MPa 均布荷載。模型如圖2。

圖2 模型圖

3.2 豎向位移分析

圖3（a）和（b）分別為19249N 上順槽無支護和采用錨桿錨索聯(lián)合支護后的豎向位移。對比無支護開挖巷道可知，采用錨桿錨索聯(lián)合支護開挖后，頂板位移量由9.9 cm 下降到7.8 cm，下降了21%，由此可見頂板得到有效控制。

圖3 豎向位移云圖

3.3 橫向位移分析

圖4（a）和（b）分別為巷道無支護和采用錨桿錨索聯(lián)合支護后的橫向位移云圖。結果表明，無支護開挖時，兩幫橫向位移量達到66 cm，采用錨桿錨索聯(lián)合支護后，兩幫位移量減小到43 cm，巷道兩幫收斂量達到了34%，兩幫支護效果明顯。

圖4 橫向位移云圖

3.4 塑性區(qū)分析

圖5（a）和（b）分別為巷道無支護和采用錨桿錨索聯(lián)合支護后的塑性區(qū)。通過對比可以明顯地發(fā)現，采用錨桿錨索聯(lián)合支護后，巷道圍巖塑性區(qū)得到有效減小，說明了圍巖得到有效控制，提高圍巖的穩(wěn)定性。

圖5 塑性區(qū)

4 結論

1）根據15249N 運煤巷參數，確定采用錨桿+梯子梁+鋼帶+錨索+塑料網+鋼筋網進行聯(lián)合支護。頂板采用Ф20 mm×2400 mm 錨桿，間排距800 mm×800 mm，采用Ф21.8 mm×6200 mm 錨索，間排距1200 mm×1600 mm；兩幫采用Ф20 mm×2400 mm 錨桿，間排距800 mm×800 mm，右?guī)筒捎莽?1.6 mm×4000 mm 錨索，平行巷道走向布置兩排，間排距800 mm×1500 mm。

2）數值模擬結果表明，對比無支護情況，采用錨桿錨索聯(lián)合支護后，15249N 上順槽巷道豎向位移量、橫向位移量減小了21%和34%，巷道圍巖塑性區(qū)減小明顯，圍巖能得到有效控制。