斜沟煤矿工作面运输巷围岩控制技术实践

田彦斌

（山西西山晋兴能源有限责任公司斜沟煤矿，山西 兴县 033602）

1 工程概况

山西西山晋兴能源斜沟煤矿18106工作面运输巷，设计长度3736 m，用于回采工作面的回风及辅助运输材料等，巷道位于11采区措施巷南侧，东侧为18108采空区，西侧为实煤区，南侧为实煤区。工作面开采8#煤层，煤层平均厚度3.86 m，平均倾角9.2°，煤层节理裂隙发育，含黄铁矿碎片，可见残留植物碎片，直接顶为中细粒砂岩，均2.46 m，基本顶中细粒砂岩，均厚7.89 m。

18106工作面运输巷掘进断面为宽×高=5.2 m×3.8 m，巷道帮部为实体煤，煤层节理裂隙较为发育，巷帮易出现片帮的现象，现拟对巷道采用锚网索支护方案，为保障巷道围岩的稳定，特进行锚网索各项支护参数的分析设计，以科学经济的确定出巷道支护方案。

2 锚杆索支护方案设计

2.1 理论分析

根据18106工作面的具体地质条件提出采用锚网索+钢带的支护方式，基于理论计算能够得出巷道顶板及两帮所需的支护作用力，现采用悬吊梁理论和围岩极限平衡区理论［[1-3］，能够计算出围岩极限平衡区的半径见式（1）：

式中：R为巷道围岩极限平衡区半径；r1为巷道的半径；γ为覆岩容重；H为巷道的埋深；C为岩体的内聚力；φ为岩体的内摩擦角；根据运输巷的各项参数取γ=27 kN/m3，r1=2.6 m，H=400 m，C=2.4 MPa，φ=25°，基于上述数据能够计算得出R=3.86 m，进而能够计算得出巷道顶板及两帮的塑性破坏区宽度L2=3.86-2.6=1.26 m。

现根据围岩塑性区的发育特征，进行锚杆（索）各项支护方案的设计：

（1）锚杆长度：基于悬吊理论，锚杆长度见式（2）：

式中：L1为锚杆的外露长度；L2为锚杆的有效长度，L3为锚杆深入稳定岩层的深度，根据巷道特征及支护条件，取锚杆的外露长度L1=0.1 m，锚杆的有效长度L2取为围岩破坏带的深度为1.26 m，取L3=0.8 m，基于该值能够计算得出锚杆的长度L=2.16 m，考虑到顶板岩层裂隙的发育情况及厚度变化的情况，最终确定锚杆长度L=2.6 m。

（2）锚杆间排距：根据矿井目前锚杆钻孔的直径为28 mm，故考虑锚杆的直径为20 mm和22 mm，根据斜沟煤矿锚杆锚固力的经验值取为120 kN，锚杆的间排距见式（3）：

式中：D为锚杆的间排距；Q为锚杆的设计锚固力，k为安全系数；Lp为围岩极限平衡区的厚度，γ为覆岩容重，取Q=120 kN，k=3，γ=27 kN/m3，Lp=1.34 m，将上述数据代入式（3）中，能够得出D≤1.05 m。

（3）锚杆直径：锚杆直径的计算表达式可据下式确定：

式中：d为锚杆的直径；σt为锚杆的抗拉强度，p为锚杆的轴向拉力，根据工程经验，取p=60 kN，σt=500 MPa，将上述数据代入到式中，能够得出锚杆的直径d≥12.4 mm，基于锚杆直径、树脂药卷直径和钻孔直径相互匹配的原则，确定各个钻孔直径间的差值在4～10 mm的范围内，确定锚杆直径为22 mm，钻孔直径为28 mm，树脂药卷的直径为24 mm。

（4）树脂药卷的计算：锚杆所需锚固剂的数量根据锚杆所需的锚固长度确定，由于煤帮较为松软破碎，现为控制围岩的稳定，计算锚固长度时，按照加长锚固进行分析，及取锚杆长度的80%为锚固长度［4-5］，则能够计算出数值药卷长度的表达式为：

式中：L药为树脂药卷的长度；R药为数值药卷半径；R为钻孔半径；R锚为锚杆半径；K为锚固剂的损耗系数；L锚为设计锚固长度；根据锚固长度取为锚杆长度的80%，取L锚=2.16 m，R=14 mm，R药=11.5 mm，R锚=11 mm，k=1.1～1.5，基于上述数据能够计算得出树脂药卷的总长度L药=1.42 m，结合斜沟煤矿现有的树脂锚固剂长度有300 mm和600 mm两种，故确定选用锚杆选用1 块CK23/30 树脂药卷和2 块K23/60树脂药卷进行加长锚固。

另外根据斜沟煤矿同采区的支护经验可知，回采巷道在8.25 m锚索间排距为1350 mm×2700 mm、锚杆间排距为700 mm×900 mm的支护方式下，围岩变形量较小，故可针对该支护方案在一定程度上进行优化设计。

2.2 数值模拟分析

根据上述支护参数的计算结果可知，锚杆的间排距应小于1.05 m，现为合理确定锚杆的间排距，采用UDEC数值模拟软件，根据18106工作面运输巷的特征，建立数值模拟长×宽×高=100 m×30 m×40 m的模型，选取锚杆的间距为700 mm、800 mm、900 mm和1000 mm时，具体分析锚杆不同间距时围岩塑性区的分布特征，见图1。

通过具体分析图1可知，在锚杆的间距小于900 mm时，上覆岩层的塑性区发育程度较小，其中在锚杆间距为700 mm和800 mm时，顶板塑性区的发育范围为1.4 m，且塑性区主要发育在顶板中部，当锚杆间距增大为1000 mm时，此时顶板塑性区发育范围达到2.0 m，并且塑性区的会沿着节理裂隙逐渐向顶板的两侧发展；另外从图中能够看出，锚杆间距为700 mm时，巷道左右两帮的塑性区发育范围均为1.3 m；锚杆间距为800 mm时，巷道左帮和右帮的塑性区为1.4 m和1.5 m；当锚杆的间距增大为900 mm，巷道左右两帮的塑性区分别为2.0 m和1.5 m；当锚杆的间距增大为1000 mm，巷道左右两帮的塑性区分别为2.3 m和2.5 m，塑性区发育已经超出锚杆的锚固范围。故基于塑性区分析知，锚杆的排距应≤900 mm。

另外根据数值模拟结果，能够得出巷道在不同锚杆间距下，巷道掘进期间，巷道顶板及两帮围岩位移量的数值，见表1。

表1 不同锚杆间距下围岩位移量数据

通过具体分析表1可知，随着锚杆间距的增大，巷道顶板、左帮及右帮的位移量呈现出逐渐增大的趋势，在锚杆间距由700 mm增大到900 mm，顶板及位移量在较小的范围内增长；当锚杆间距由900 mm增大到1000 mm时，顶板中部的位移的增幅为48.75%，巷道左帮中部位移的增幅为65.7%，巷道右帮中部位移的增幅为73.9%。基于此可知，当锚杆的间距大于900 mm时，围岩位移量出现急剧增大的现象，故为保障巷道围岩的稳定，结合围岩塑性区的分析结果，综合确定，巷道顶板及两帮锚杆的间排距为900 mm×900 mm。

图1 不同锚杆间距下围岩塑性区发育特征

2.3 支护方案

根据上述理论分析与数值模拟结果，确定工作面采用锚网索+钢带支护，具体支护方案如下：

（1）顶板支护：锚杆采用型号为MSGLW-400/22×2600左旋无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，间排距为900 mm×900 mm，采用1块CK23/30树脂药卷和2块K23/60树脂药卷进行加长锚固，锚固长度为1.5 m，锚杆预紧力矩300 N·m；顶板锚索采用Φ21.6 mm×8250 mm的钢绞线；间排距为1350 mm×2700 mm，采用五花布置，每根锚索配一个300 mm×300 mm×14 mm可调心拱形托板及配套锁具，锚固采用加长锚固，锚固长度为1.95 m，锚索预紧力为200 kN。

（2）两帮支护：煤柱帮均采用型号为MSGLW-400/22×2600左旋无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，间排距为900 mm×900 mm，锚固方式与顶板锚杆相同，锚杆预紧扭矩250 N·m，回采帮锚杆采用型号为MSGLW-400/22×2600玻璃钢锚杆，锚固方式与顶板锚杆相同，锚杆预紧力矩250 N·m。

巷道锚杆索间通过W型钢带进行连接，同时在巷道表面铺设10#铁丝的金属菱形网进行护顶护帮作业，具体巷道的支护方案见图2。

图2 运输巷支护断面

3 支护效果分析

为分析验证运输巷在现有支护方案下的围岩控制效果，在巷道掘进期间，对巷道的表面位移情况进行监测作业，根据矿压监测结果，能够绘制出围岩变形量与距掘进工作面距离的关系曲线见图3。

图3 巷道表面位移曲线

通过具体分析图3可知，巷道围岩变形量主要发生在距离掘进工作面5～70 m的范围内，随着掘进作业的进行，当测站与掘进工作面的距离大于70 m时，巷道顶底板及两帮移近量逐渐趋于稳定，在测站与掘进工作面之间的距离在5～40 m的范围内，围岩变形速率较快，当测站与掘进工作面间的距离在40～70 m时，围岩变形速率逐渐降低，当测站距离掘进工作面大于70 m时，围岩基本达到稳定状态，最终顶底板移近量为68 mm，两帮移近量为84 mm。

4 结语

根据18106工作面运输巷的具体地质条件，确定18106工作面运输巷采用锚网索+钢带支护方案；通过理论分析确定了锚杆的直径、长度和锚固方式等参数，基于数值模拟进一步确定了锚杆的间距和排距，结合巷道条件进行支护方案参数的具体设计；根据矿压监测结果可知，巷道在该支护方案下能够保障围岩的稳定。