Ｓｅｒｉａｌ Ｎｏ．５８７ 现代 矿 业 总第５８７期 Ｍａｒｃｈ．２０１８ Ｍ０ＤＥＲＮ ＭＩＮＩＮＧ ２０１８年３月第３期 某矿沿空动压巷道变形特征分析及锚杆支护方案优选 李 强 （山西汾西矿业集团贺西煤矿） 摘要结合现场观测成果，对某矿三采区相向掘进沿空动压巷道（１２３０６轨道巷）顶板及巷 帮的变形特征进行了分析，认为巷道顶板和煤柱侧巷帮变形量较大，实体煤侧巷帮变形量较小，巷 道变形呈现不均称特征。结合１２３０６轨道巷变形特征分析，认为该巷道原支护方案中锚杆选型、锚 杆支护密度、钢筋梯安装角度均不合理。根据上述分析，设计了３种锚杆支护方案（方案Ｉ、Ⅱ、 Ⅲ），并进行了数值模拟分析。研究表明：方案Ｉ对于巷道围岩稳定性的控制效果最优，即１２３０６轨 道巷合理的支护方案应为采用规格为４）２２ ｍｍ×２ ２００ ｍｍ无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护，顶板与实 体煤侧巷帮锚杆端头锚固，锚杆间排距为８００ ｍｍ×８００ ｍｍ；右帮锚杆全长锚固，锚杆间排距为 ６００ ｍｍ×８００ ｍｍ，靠近顶板位置的锚杆与水平方向呈２Ｏ。夹角安装。 关键词 井巷支护 沿空动压巷道巷道变形特征锚杆支护 ＤＯＩ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１６７４－６０８２．２０１８．０３．００６ Ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ Ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ａｎｄ Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ Ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ Ａｎｃｈｏｒ Ｒｏｂ Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ Ｓｃｈｅｍｅ ｏｆ ｔｈｅ Ｇｏｂ－ｓｉｄｅ Ｒｏａｄｗａｙ Ｉｎｆｌｕｅｎｃｅｄ ｂｙ Ｄｙｎａｍｉｃ Ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｏｆ ａ Ｍｉｎｅ Ｌｉ Ｑｉａｎｇ （Ｈｅｘｉ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ，Ｓｈａｎｘｉ Ｆｅｎｘｉ Ｍｉｎｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｒｅｓｕｌｔｓ，ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｔｗｏ． ｓｉｄｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ｇｏｂ—ｓｉｄｅ ｒｏａｄｗａｙ（１２３０６ ｔｒａｃｋ ｒｏａｄｗａｙ）ｉｎｆｌｕｅｎｃｅｄ ｂｙ ｄｙｎａｍｉｃ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ａｎｄ ｅｘｃａｖａｔｅｄ ｉｎ ｏｐｐｏｓｉｔｅ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｔｈｒｅｅ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ ｏｆ ａ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｉｓ ａｎａｌｙｚｅｄ，ｉｔ ｉｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｔｗｏ—ｓｉｄｅｓ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ａｒｅ ｂｏｔｈ ｌａｒｇｅ，ｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｗｏ—ｓｉｄｅｓ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｉｓ ｓｍａｌｌ，ｄｅ— ｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｓ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄ ｂｙ ｈｅｔｅｒｏｇｅｎｅｉｔｙ．Ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃ． ｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ １２３０６ ｔｒａｃｋ ｒｏａｄｗａｙ，ｔｈｅ ｄｅｆｉｃｉｅｎｃｉｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ｏｒｉｇｉｎａｌ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｓ ｄｉｓ． ｃｕｓｓｅｄ，ｉｔ ｉｓ ｉｎｄｉｃａｔｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｔｙｐｅ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ，ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｄｅｎｓｉｔｙ ａｎｄ ｉｎｓｔａｌｌａｔｉｏｎ ａｎ． ｅ ｏｆ ｓｔｅｅｌ ｌａｄｄｅｒ ｏｆ ｔｈｅ ｏｒｉｇｉｎａｌ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅ ａｒｅ ｕｎｒｅａｓｏｎａｂｌｅ，ｉｔ ｉｓ ｎｅｃｅｓｓａｒｙ ｔｏ ｂｅ ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ． Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ａｂｏｖｅ ｓｔｕｄｙ ｒｅｓｕｌｔｓ，ｔｈｒｅｅ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅｓ（ｓｃｈｅｍｅ Ｉ，Ｉ１，ＩＩ１）ｂａｓｅｄ ｏｎ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ａｒｅ ｄｅｓｉｇｎｅｄ，ａｎｄ ｔｈｅ ｃｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｒｅｓｕｌｔｓ ａｒｅ ａｎａｌｙｚｅｄ．Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍａｌ ｒｏａｄｗａｙ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｅｆｆｅｃｔｓ ｃａｎ ｂｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｂｙ ａｄｏｐｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅ Ｉ，ｔｈｅｒｅｆｏｒｅ，ｔｈｅ ｒｅａｓｏｎ— ａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃａｎ ｂｅ ｄｅｓｃｒｉｂｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｃａｎ ｂｅ ｅｆｆｅｃ． ｔｉｖｅｌｙ ｓｕｐｐｏｒｔｅｄ ｂｙ ａｄｏｐｔｉｎｇ ｔｈｅ ｌｅｆｔ—ｈａｎｄｅｄ ｓｃｒｅｗ ｓｔｅｅｌ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｗｉｔｈｏｕｔ ｌｏｎｇｉｔｕｄｉｎａｌ ｒｅｉｎｆｏｒｃｅｍｅｎｔ，ｉｔｓ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｉｓ＋２２ ｍｍ×２ ２００ ｍｍ，ｔｈｅ ｅｎｄｓ ｏｆ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｉｎ ｒｏａｄｗａｙ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｅｎｔｉｔｙ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｓｉｄｅ ａｒｅ ａｎｃｈｏｒｅｄ，ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｄｅｎｓｉｔｙ ｉＳ ８００ ｍｍ×８００ ｍｍ．ｔｈｅ ｗｈｏｌｅ ｌｏｎｇ ｏｆ ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｉｎ ｔｈｅ ｉｇｈｔｒ ｓｉｄｅ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｉｓ ａｎｃｈｏｒｅｄ，ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｄｅｎｓｉｔｙ ｉｓ ６００ ｍｍ×８００ ｍｍ，ｔｈｅ ａｎｇｌｅ ｏｆ ｔｈｅ ｉｎｓｔａｌｌａｔｉｏｎ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｎｅａｒ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ ｃａｎ ｂｅ ｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ ａｓ ２０。． Ｋｅｙｗｏｒｄｓ Ｍｉｎｅ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ，Ｇｏｂ—ｓｉｄｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｂｙ ｄｙｎａｍｉｃ ｐｒｅｓｓｕｒｅ，Ｒｏａｄｗａｙ ｄｅｆｏｒｍａ— ｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ，Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｂｙ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ 某矿１２３０２采煤工作面位于该矿所处井田北 李强（１９７４一），男，工程师，０３３３００山西省柳林县。 部、北翼三采区东侧，是三采区第４个回采工作面， ２７ 总第５８７期 现代矿业 ２０１８年３月第３期 整个工作面呈北偏东向、南偏西向布置。该工作面 垂直深度为～５９２ ６１５ ｍ，地质储量８．１２ Ｍｔ，可 巷道围岩的破碎程度，本研究采用钻孔窥视仪对巷 帮及顶底板煤岩体进行观测 剖。具体方案为在距 离１２３０２工作面煤壁前方２０，４Ｏ，６Ｏ，８０ ｍ处１２３０６ 轨道巷巷帮两侧及顶底板分别布置４ ｍ深探测钻孔 （观测点）（图２），采用钻孔窥视仪对探测钻孔逐个 进行探测，钻孔内每间隔０．２ ｍ取１个记录点，并记 录相应的观测数据。 １２３０２Ｉ作面 ● 采储量５．５５ Ｍｔ。１２３０２采煤工作面主采煤层为石 炭一二叠系月门沟群太原组１２下层煤，矿区内见煤 点煤层厚１．２～１．９２ ｍ，平均１．６ ｍ（含０．１—０．４ ｍ 厚夹矸），属中厚煤层，结构中等，层位稳定，煤层厚 度变化较小，煤类单一。１２下煤层顶板为粉砂质泥 岩、细砂岩，硬度系数，：４；煤层伪底板为泥岩，底板 为第８层石灰岩，结构致密坚硬，厚约６．２ ＩＴＩ，硬度 系数ｆ＝６．５。本研究以该工作面沿空动压巷道 （１２３０６轨道巷）为例，结合实测成果对该巷道变形 特征进行分析，针对原有支护方案存在的不足进行 优化设计。 ８Ｏｍ ６０ｍ ● ４０ｍ １ ｊｌ ｌ １２３０６轨道巷 ｆ １ 点 ２ ３ 点 ４ 点 １ １２３０６轨道巷支护结构及变形特征 １．１巷道支护结构 图２观测点布置示意 对钻孔窥视仪的探测数据（图３、图４）进行分 析可知： ４．Ｕｍ １２３０６轨道巷（图１）原采用锚网＋钢筋梯作为 永久支护，支护材料为 １８ ｍｍ×１ ８００ ｍｍ等强金 较完整 属螺纹锚杆、树脂药卷以及菱形网，菱形网采用相互 连扣的连接方式，用钢带压边，钢带采用２根 ２．０ｍ ４，１２ ｍｍ圆钢焊接而成，纵向安装。顶板锚杆间排距 为８００ ｍｍ×９００ ｍｍ，帮部锚杆间排距为８００ ｍｍ× ９００ ｍｍ。顶板支护紧跟迎头，并在前探梁安全支护 下及时打锚杆，锚杆距离迎头不大于９００ ｍｍ，并及 时凿掉浮矸。 整较完整破裂 ４ｍ ３ｍ ２．２ｍ 破裂 煤柱 ４ｍ １２３０２ 赫 霞嚣 骥 破裂 轨道巷／ ～ 芝霆 Ｏ１．５ ｍ 霎 破较完裂 整 ．６ｍ 。 完整 ４．０ｍ 图３ １ 观测点围岩破碎特征 堡蠢ｌ 道 （１）煤柱侧巷帮破坏深度大于实体煤侧，且煤 体的破坏程度较大，煤壁前方２Ｏ～６０ ｍ处巷帮煤体 破碎深度逐渐减小。８０ ｍ处巷帮煤体破碎情况与 图１某矿１２３０６轨道巷位置示意 １．２巷道变形特征 １．２．１巷道支护结构破坏特征 ６０ ｍ处基本一致，煤体破碎受采动影响较小，锚杆 的初始支护强度不足，以致煤体破裂范围较大，此时 两帮破碎深度已达１．８ ｍ。 （２）顶底板岩体破坏深度与巷帮侧相似。煤壁 通过现场考察发现，１２３０６轨道巷在初期掘进 过程中稳定性较好，随着１２３０２工作面开采，受动压 影响，围岩与支护体发生变形、破坏，甚至出现片帮 问题。巷道支护结构破坏特征主要表现为：①受 １２３０２工作面回采的影响，巷道出现片帮现象，影响 巷道正常使用，顶板受力不均匀，出现不同程度下 前方２Ｏ～４０ ｍ处岩体破碎深度呈减小趋势，８０ ｍ 处顶底板破碎程度与６０ ｍ处相似，即６０～８０ ｍ区 段内围岩受采动影响非常小。锚杆支护结构对顶板 的控制效果不理想。 随着巷道围岩破碎程度逐渐增大，其承载能力 沉；②支护体破坏较严重，顶板出现离层现象，锚杆 末端外露，部分区域出现“网兜”现象，肩角及巷帮 中部区域部分锚杆失效，帮部钢筋梯出现弯折现 象 ４。。 １．２．２巷道围岩破碎程度与支护结构分析 为了解在原有支护结构的作用下，受动压影响 ２Ｒ 不断降低 。合理有效的巷道支护体能够将巷道 围岩维持在三轴受力状态，从而提高煤岩体的承载 能力，将巷道破碎和围岩变形控制在正常生产可以 接受的范围内 ｝ Ｊ。通过对１２３０６轨道巷围岩破坏 特征进行监测分析，发现该巷道原有支护方案的不 李强：某矿沿空动压巷道变形特征分析及锚杆支护方案优选 较完整 ２０１８年３月第３期 顶锚杆 ２２×２ ２００ 破裂 、 ｌ鼍 酱 煤柱 ４ｍ ／ｌ 捌测 剁赫 隧 黼 破裂 轨道巷／１２３０２． 择０１＿．６２ｍ 霎 破较裂完 整 ’完整 ４．０ｍ 图４ ２ 观测点围岩破碎特征 足有：①锚杆选型不合理，巷道两帮锚杆应用 ＋１８ ｍｍ×１ ８００ ｍｍ等强度金属螺纹锚杆，未施加 预紧力，锚杆实际作用长度小于巷帮破坏范围，无法 有效发挥锚固作用；②锚杆支护密度需要优化，巷道 两帮出现片帮现象，顶板出现“网兜”现象，因此有 必要加大锚杆支护密度，加强巷帮及顶板的整体性； ③钢筋梯安装角度不合理，钢筋梯作为支护体系的 一部分，其与锚杆、锚网是互为影响的，在支护结构 中，钢筋梯一般采用纵向安装方式，易与巷帮一并发 生变形，同时也会影响锚杆的支护性能。 ２ １２３０６轨道巷支护方案优选 ２．１支护方案设计 根据１２３０６轨道巷现场监测结果以及动压巷道 围岩变形的控制原则，在确保经济合理的情况下，本 研究设计了如下３种巷道支护方案。 ２．１．１方案Ｉ 选用规格为＋２２ ｍｍ Ｘ２ ２００ ｍｍ无纵筋左旋螺 纹钢锚杆支护，顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固， 锚杆间排距为８００ ｍｍ Ｘ ８００ ｍｍ；右帮锚杆全长锚 固，锚杆间排距为６００ ｍｍ Ｘ ８００ ｍｍ，靠近顶板位置 的锚杆与水平成２０。安装（图５）。 ２．１．２方案Ⅱ 选用无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护，锚杆规格为 １８ ｍｍ×１ ８００ ｍｍ，顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头 锚固，锚杆间排距为８００ ｍｍ×８００ ｍｍ；右帮锚杆全 长锚固，锚杆间排距为６００ ｍｍ×８００ ｍｍ，靠近顶板 位置的锚杆与水平成２０。安装；帮顶选用 ２ ｍｍ× ４ ０００ ｍｍ注浆锚索，排距为２ ０００ ｍｍ×２ ０００ ｍｍ （图６）。 ２．１．３方案Ⅲ 选用无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护，锚杆规格为 ＋２２ ｍｍ×２ ２００ ｍｍ，顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头 锚固，锚杆间排距分别为８００ ｍｍ×８００ ｍｍ、 １ ４００ ｍｍ×８００ ｍｍ；右帮锚杆全长锚固，锚杆间排 图５方案１支护示意（单位ｉｎｌｎ１） 上一 图６方案Ⅱ支护示意（单位：ｍｍ） 距为８００ ｍｍ×８００ ｍｍ，靠近顶板位置的锚杆与水 平成２０。安装；帮顶选用西２２ ｍｍ×４ ０００ ｍｍ注浆锚 索，排距为２ ０００ ｍｍ×２ ０００ ｍｍ（图７）。 图７方案Ⅲ支护示意（单位ｉｌｌｌ＇ｌｌ＇１） 此外，上述３种方案中，托盘选用规格为 １ ５００ ｍｍ ｘ １ ５００ ｍｍ×８ ｍｍ（长×宽×高）高强度 托盘，其承载能力不低于锚杆杆体的极限破断力。 顶板锚杆的预紧力应不小于２０～３０ ｋＮ，两帮锚杆 设计锚固力为８０ ｋＮ。为保证支护结构具有较高的 耦合性以及煤体的整体性，将钢筋梯的安装方向变 为横向，采用８ 铁丝编织的菱形金属网配合钢筋梯 使用。 ２９ 总第５８７期 ２．２支护方案优选 现代矿业 ２０１８年３月第３期 进的复合作用下，采用上述３种支护方案后，１２３０６ 轨道巷的位移变化数值模拟分析结果如图８所示。 暑 昌 在１２３０２工作面回采及１２３０６工作面轨道巷掘 吕 吕 皇 吕 血ｌ 删 蜉 靴 Ｉ曼５ 辩 工作面距掘进巷道距离，ｍ （ａ）顶板下沉量 （ｂ）左帮位移量 （ｃ）右帮位移量 图８ １２３０６轨道巷位移变化特征 ·一方案Ｉ；·一方案１Ｉ；▲一方案Ⅲ 分析图８可知：采用３种支护方案时，１２３０２工 作面从１２３０６轨巷前方７０ Ｉｌｌ位置推进至其后方 ８０ ｍ位置，巷道顶板下沉量相差较小；对于巷道两 帮变形的控制效果，方案Ｉ明显优于方案Ⅱ及方案 Ⅲ。综合分析可知，方案Ｉ对于１２３０６轨道巷变形 ［４］ 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