王晓双，李志刚，彭首清，马兴勇，覃小军
六盘水师范学院矿业与土木工程学院 贵州六盘水553004
摘要：针对大采高工作面大断面回采巷道围岩稳定性的问题，结合岩石力学、结构力学、弹性力学、矿山压力等理论，对大断面回采巷道围岩变形机理进行分析，结合该煤矿15号主采煤层S8310大采高综采工作面的地质特征和生产技术条件，系统分析了大采高综采大断面回采巷道变形破坏的基本形式，并分析了影响大采高综采大断面回采巷道变形破坏的各种因素，运用UDEC数值模拟软件模拟分析锚杆不同参数对大采高综采大断面回采巷道支护的影响，提出现场回采巷道支护参数及措施。
关键词:大断面；回采巷道；支护参数；厚煤层；数值模拟
中图分类号：TD 823 文献标识码：A
1.工程概况
某矿地理位置优越，交通便利。井田走向长9.6km，倾斜长5km，面积约48km2，15号煤层位于太原组下部，是组内及区内最主要的煤层，煤厚最大值为9.03m，最小值为4.77m，平均6.91m，属稳定煤层，一般含夹石1~4层，夹石在0.1~1.0m之间，属简单结构煤层， 15号煤层S8310工作面走向长1023m，工作面倾斜长度为220m。工作面地质储量210万吨，可采储量182万吨。该工作面内15号煤层总厚度最大6.60m，最小6.35m，平均厚度6.51m。
2.数值模拟结果分析
（1）模拟方案1中，固定锚杆间排距800mm×900mm，锚杆直径20mm，通过对不同的锚杆长度进行分析，确定合理的锚杆长度。随着锚杆长度的增加，巷道围岩塑性区范围减小，塑性区单元区域减少，塑性区单元由2.0m时的328减少到2.6m时的304。
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由表1可知，随着锚杆长度增加，巷道围岩变形量逐渐减小，当锚杆长度为2.4m时，再增加锚杆长度，围岩变化量基本不变，因此，锚杆长度选为2.40m。
（2）模拟方案2中，固定锚杆长度2.40m，锚杆间排距800mm×900mm，对不同的锚杆直径进行分析，确定合理的锚杆直径。随着锚杆直径的加大，巷道围岩塑性区逐渐减小，巷道围岩塑性区由329个单元区域减少到299个单元区域，巷道底板中的拉应力塑性区也逐渐减小，可以看出增大锚杆直径对围岩稳定具有很重要作用。
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由表2可以看出，随着锚杆直径逐渐增加，巷道围岩变形量逐渐减小，但是是两帮，基本保持不变，但从顶板下沉量可以看出，当锚杆直径大于20mm时，顶板下沉量变化趋势变缓，考虑经济效益，选取锚杆直径为20mm。
（3）方案3中，固定锚杆长度为2.40m，锚杆直径20mm，对锚杆间排距进行分析，确定合理间排距。随着锚杆间排距的增加，巷道周围塑性区面积逐渐增大，由间距为700mm时311个单元区域增加到1000mm时的330个单元区域，巷道稳定性逐渐变差，尤其是对于顶板来说，塑性区变化非常明显。
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由表3可以看出，锚杆间距越小，巷道围岩变形量越小，巷道围岩控制效果越好，我们可以看出，当锚杆间距小于0.8m时，围岩位移变化趋势变缓，当锚杆间距大于0.8m时，围岩位移变化趋势变急，因此，锚杆间距选为800mm。
3.大断面回采巷道支护方案
通过以上理论计算与数值模拟分析，可以初步设计该矿S8310大采高综采面回采巷道设计方案为：巷道支护采用锚杆十金属网+W钢带（顶）+钢筋梯（帮）+锚索联合支护，顶锚杆采用Φ20mm×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢，帮锚杆采用Φ20mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢，顶板锚杆间排距取800×900mm，两帮锚杆间排距取1000×900mm，采用树脂药卷全长锚固，锚固剂为CK2335两支和Z2335三支，锚固长度1.8m左右。进、回风巷选择均由4mm铁丝编制的金属网，顶板、两帮配套使用金属网，进风巷顶板选择长5400mm、宽900mm的金属网；回风巷顶板金属网长4600mm、宽900mm；进、回风巷两帮的金属网选择长3800mm、宽900mm。锚杆采用钢托盘，选择BHW-250-3.0型W钢带，在两帮采用由Φ18mm的钢筋焊接而成的钢筋梯，在每个锚杆安装部位焊接两根间距为60mm的加强筋。顶板每排布置两根Φ17.8×5500mm钢绞线锚索，间排距为1800mm×1800mm。采用五根锚固剂锚固， CK2335三支，Z2335两支，锚固长度1.8m左右。
参考文献：
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六盘水师范学院大学生创新创业训练计划项目（项目编号：2020cxcy73）