机械管理开发
ＭＥＣＨＡＮＩＣＡＬＭＡＮＡＧＥＭＥＮＴＡＮＤＤＥＶＥＬＯＰＭＥＮＴＴｏｔａｌ１９０Ｎｏ．２，２０１９
ＤＯＩ：１０．１６５２５／ｊ．ｃｎｋｉ．ｃｎ１４－１１３４／ｔｈ．２０１９．０２．０６０
深井高地应力大断面沿空巷道支护方案优化
翟灵俊
（山西汾西矿业集团水峪煤业，山西
孝义０３２３０３）
摘要：针对某矿１２０４高地应力大断面沿空巷道的围岩控制问题，充分利用现场调研、矿压观测、统计分析等
研究方法，分析了原有巷道围岩变形特征及支护方案优化重点，依据“偏心”支护原理对原巷道支护方案进行优化。通过现场试验及后续围岩变形监测表明，对原有支护方案优化后，虽然围岩发生了一定程度的变形，但断面收缩率在可控范围内，巷道内整体变形控制效果较好。关键词：大断面沿空掘巷围岩控制中图分类号：ＴＤ３５３
支护方案
高地应力
文章编号：（2019）1003-773X02-0146-02
文献标识码：Ａ
引言
随着矿井开采深度和开采强度的增加，煤层赋
存条件好、围岩状况较好的优势资源逐渐枯竭，更多的是大采深、高应力、破碎及软弱围岩、复杂地质构造等不良条件的煤层。复杂的地质生产条件造成沿空巷道的优势性不再明显，其围岩控制也出现了诸多困难［１－４］。本文即针对某矿１２０４回风平巷在沿空掘巷及既有的支护方式存在的围岩控制问题展开研究，从而对其围岩控制重点及支护方案进行设计优化。1工程概况
１２０４综放工作面临近为已采１２０２工作面，１２０４回风巷与１２０２采空区之间摒弃原设计３５ｍ的保护煤柱方式，留设１０ｍ保护煤柱，为典型的沿空掘巷布置方式，如图１所示。该工作面主采２号煤层，煤层厚度５．５～１０．２ｍ，平均达７．６ｍ，采用综采放顶煤回采工艺，工作面平均埋深达８００ｍ，回采经验表明地应力较大，工作面及两巷矿压显现较剧烈。工作面煤层上方赋存一层厚度仅０．３ｍ的伪顶，岩性为炭质泥岩，直接顶为厚度分别为３．２ｍ及１．７ｍ的粉砂岩、细砂岩，含一层０．２ｍ的煤线夹层，老顶厚度为１０ｍ的粗砂岩，顶板赋存较稳定。
１２０４回风巷设计掘进长度１５００ｍ，巷道断面为矩形断面，设计规格为５２００ｍｍ×４０００ｍｍ（宽度×高度），为典型的大断面全煤巷道，该巷道原设计沿用本采区其他工作面顺槽的支护方式，即锚杆—锚索—金属网—钢带联合支护方式，并在巷道表面辅以喷浆支护。其中顶板及帮部锚杆选用L＝２２００ｍｍ，两支树脂锚固Φ２２ｍｍ高强螺纹钢锚杆，剂，顶部每排６根，排距１０００ｍｍ，帮部每排５根，排距１０００ｍｍ；顶板锚索选用L＝１０３００ｍｍ，Φ２２ｍｍ
收稿日期：２０１８－０９－０６
上区段采空区
下区段工作面
窄煤柱
沿空巷道
图１１２０２工作面沿空巷道布置示意图
钢绞线锚索，每排３根，排距２０００ｍｍ，四支树脂锚
固剂；煤柱帮锚索选用L＝６２００ｍｍ，Φ１８ｍｍ钢绞线锚索，每排２根，排距２０００ｍｍ，两支树脂锚固剂；配合Ｗ钢带及金属网、喷浆支护，支护密度较大，支护成本较高。
2现场调研支护状况及支护要点分析
对本矿具有相似条件的１２０３工作面运输巷沿空掘巷后的巷道支护状况进行调研，现场共对１５０ｍ的巷道区段进行了支护状态观测，发现整个巷道围岩支护状况较差，顶板中部弯曲下沉，局部破碎坠网，巷道帮部尤其是煤柱帮鼓帮严重，巷道煤柱侧顶帮夹角打设的锚杆失效率较高，观测的最大顶底板移近量近５００ｍｍ，最大的两帮移近量近７００ｍｍ，巷道变形严重，更有局部区域发生过冒顶，冒落高度达１．５ｍ，冒落长度８．４ｍ。现场调研实拍照片如图２、图３所示。
图２巷道严重鼓帮状态图３巷道顶帮夹角支护
失效状况
作者简介：翟灵俊（１９８３—），男，本科，毕业于山西煤炭职业技术学院煤矿开采专业，工程师。
分析其巷道变形及围岩控制失稳机理：
２０１９年第２期翟灵俊：深井高地应力大断面沿空巷道支护方案优化·１４７·
沿空掘巷受巷道掘进、采空区侧向支承压力、１）
本工作面回采等多重应力扰动，并受高地应力影响，应力状态复杂，围岩矿压显现强烈，围岩控制难度较大。尤其是煤柱侧煤帮，由于高应力影响，发生的塑性变形及位移更明显，控制其整体外移的难度较大。
２）在煤柱受力及塑性破坏方面，沿空巷道煤柱承受的主应力呈马鞍形分布，承受的垂直应力较大，而水平应力较小，煤柱容易受到挤压发生塑性变形，故煤柱尺寸不应过小，煤柱支护必须作为重点，否则失去支撑效能，就会导致帮—顶循环支护失效，最终导致围岩控制失败。
３）原支护方案中过度强调对顶板的支护，支护强度和密度已较大，而对巷道两帮的支护尤其是对煤柱侧的支护，支护的整体性不足，无法在帮部形成稳定的整体结构，设计时应重视锚索的悬吊作用和水平挤压作用，简单的单体锚索大大削弱了锚索应发挥的支护能力，而应该在组合锚索方面下功夫，充分发挥锚索的整体支护效能。且在支护方案设计时不能仅仅简单的进行对称支护设计，而应该充分考虑煤帮侧的特殊应力状态，并进行有针对性的偏心支护设计，对实体煤侧及煤帮侧采用不同的支护参数及支护强度［５］。
3基于锚索组合的支护方案设计
在以上研究及分析的基础上，对１２０４回风平巷的支护方案进行优化及现场试验。优化后的支护方案概况：顶板锚杆的规格、数量及间排距保持不变，仅对最两端的两个锚杆倾斜角度（与铅垂方向）由１０°调整为１５°；实体煤帮的锚杆改用L＝１８００ｍｍ，Φ１８ｍｍ玻璃钢锚杆，煤柱帮的锚杆增大锚杆长度改为３０００ｍｍ的加长锚杆，数量及间排距保持不变，且两帮锚杆也与水平方向呈１５°角斜向上打
设；顶板锚索由原设计的对称支护优化为偏心支护，
锚索长度根据顶板条件进行优化，仅选用长度为８８００ｍｍ，直径为２２ｍｍ钢绞线锚索即可，每排３根，排距缩小为１５００ｍｍ，中间１根垂直顶板打设，两端的两个与铅垂方向呈１５°角向外打设，依据偏心设计原则，自实体帮至煤柱帮的锚索间距分别为１５００ｍｍ、１３５０ｍｍ、１３５０ｍｍ、１０００ｍｍ，每根锚索使用１支超快锚固剂及２支快速锚固剂端头锚固，然后对每排３根锚索进行焊接组合，并足额施加预应力；煤柱帮锚索保持原设计不变。4现场试验及结论
按照优化后的支护方案对１２０４回风平巷进行掘进支护，并选择５０ｍ的试验段巷道进行为期４５ｄ的连续观测，观测并统计分析围岩变形，得出试验段内巷道变形控制效果较好，顶底板累计移近量控制在８５～２０５ｍｍ范围内，两帮移近量控制在１１０～２４５ｍｍ范围内，虽围岩发生了一定程度的变形，但整体控制效果较好，断面收缩率在可控范围，能保证巷道的安全正常使用。
参考文献
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江贝，李术才，王琦，等．基于非连续变形分析方法的深部沿空
掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究［Ｊ］．岩土力学，２０１４，３５（８）：２３５３－２３６０．［２］［３］
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蒋力帅．工程岩体劣化与大采高沿空巷道围岩控制原理研究［Ｄ］．北京：中国矿业大学，２０１６．
周钢，王鹏举，邹长磊，等．复杂构造应力采区沿空掘巷非对称支护研究［Ｊ］．采矿与安全工程学报，２０１４，３１（６）：９０１－９０６．
王慧芳）（编辑：
OptimizationofSupportSchemeforGob-sideRoadwaywithHigh
GeostressandLargeCross-sectioninDeepMine
ZhaiLingJun
（ShuiyuCoalIndustryofFenxiMiningGroup,XiaoyiShanxi032303）
Abstract:Ｉｎｖｉｅｗｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｃｏｎｔｒｏｌｐｒｏｂｌｅｍｏｆ１２０４ｇｏｂ－ｓｉｄｅｒｏａｄｗａｙｗｉｔｈｈｉｇｈｉｎ－ｓｉｔｕｓｔｒｅｓｓａｎｄ
ｌａｒｇｅｃｒｏｓｓ－ｓｅｃｔｉｏｎｉｎａｍｉｎｅ，ｔｈｉｓｐａｐｅｒｍａｋｅｓｆｕｌｌｕｓｅｏｆｔｈｅｒｅｓｅａｒｃｈｍｅｔｈｏｄｓｏｆｆｉｅｌｄｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ，ｒｏｃｋｐｒｅｓｓｕｒｅｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎａｎｄｓｔａｔｉｓｔｉｃａｌａｎａｌｙｓｉｓ，ａｎａｌｙｓｅｓｔｈｅｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｏｆｔｈｅｏｒｉｇｉｎａｌｒｏａｄｗａｙａｎｄｔｈｅｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎｆｏｃｕｓｏｆｔｈｅｓｕｐｐｏｒｔｓｃｈｅｍｅ，ａｎｄｏｐｔｉｍｉｚｅｓｔｈｅｓｕｐｐｏｒｔｓｃｈｅｍｅｏｆｔｈｅｏｒｉｇｉｎａｌｒｏａｄｗａｙａｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｔｈｅｐｒｉｎｃｉｐｌｅｏｆ＂ｅｃｃｅｎｔｒｉｃ＂ｓｕｐｐｏｒｔ．Ｆｉｅｌｄｔｅｓｔｓａｎｄｓｕｂｓｅｑｕｅｎｔｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｓｈｏｗｔｈａｔａｆｔｅｒｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎｏｆｔｈｅｏｒｉｇｉｎａｌｓｕｐｐｏｒｔｓｃｈｅｍｅ，ａｌｔｈｏｕｇｈｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｈａｓｕｎｄｅｒｇｏｎｅａｃｅｒｔａｉｎｄｅｇｒｅｅｏｆｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ，ｔｈｅｓｅｃｔｉｏｎｓｈｒｉｎｋａｇｅｒａｔｅｉｓｗｉｔｈｉｎｔｈｅｃｏｎｔｒｏｌｌａｂｌｅｒａｎｇｅ，ａｎｄｔｈｅｏｖｅｒａｌｌｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｃｏｎｔｒｏｌｅｆｆｅｃｔｉｎｔｈｅｒｏａｄｗａｙｉｓｂｅｔｔｅｒ．
Keywords:ｌａｒｇｅｓｅｃｔｉｏｎ；ｒｏａｄｗａｙａｌｏｎｇｇｏａｆ；ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｃｏｎｔｒｏｌ；ｓｕｐｐｏｒｔｓｃｈｅｍｅ；ｈｉｇｈｇｒｏｕｎｄｓｔｒｅｓｓ
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