侯运炳，高振亮,，于 辉，赵云轩,陈林林

(1. 中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京 100083; 2. 山西煤炭运销集团有限公司, 山西 太原 030002)

屯兰矿12501运输巷道围岩破碎，巷道断面大，由于受掘进及煤柱支承压力影响，掘进期间巷道变形强烈，两帮位移量和顶底板位移量都很大，严重影响了巷道的使用。依据该巷道地质条件及巷道布置情况，提出了锚网索联合支护方案[1-3]，并对试验段巷道进行了矿压观测。

1 工程地质概况

1.1 矿井地质概况

屯兰煤矿位于吕梁-太行断块五台山块隆古交向斜的南部，俗称太原西山向斜。其西部为吕梁山复式背斜，东部为山西 断陷盆地系中部的太原-晋中盆地。井田内地层走向30～60°，倾向南西，倾角2～15°，呈北北东向南南西倾伏的波浪状单斜构造。有少量宽缓褶皱，但次一级小型波状褶曲发育。断层较多且成组出现，本井田地质构造复杂程度为简单～中等。

1.2 煤层及顶底板情况

2#煤层均厚为4.25m，属较稳定的厚煤层，煤层结构简单，裂隙较发育，平均倾角2.5°，最大为6°，为近水平煤层。煤层顶板以薄层状的粉砂岩和泥岩为主，并夹杂砂质泥岩互层。岩性松软，机械强度低，节理裂隙发育，属不稳定顶板；底板以碳质泥岩及砂质泥岩为主，局部为3#煤层，富含植物根须化石，较松软，遇水易膨胀，易发生底鼓现象，为不稳定底板岩层。

1.3 巷道布置

12501工作面运输巷道位于南五盘区，北西与南五轨道巷和南五胶带巷相接，北与白草塔保护煤柱相邻，北东与南四采区相邻，南东与土地沟断层保护煤柱相接，南西与12503工作面采空区相邻。巷道净宽4.8m，净高3.5m，矩形断面，断面面积16.8m2，设计长度为1596m，沿2#煤层顶板掘进。

1.4 巷道变形破坏情况

12501巷道由于顶板岩层完整性差、裂隙发育，底板松软易膨胀，掘进过程中巷道矿山压力显现剧烈，表现为顶板破碎形成网兜、顶板和帮部变形量大，根据1个多月的矿压监测数据分析，在无支护情况下，两帮移近量最大达302mm，顶底板移近量最大达252mm，且有进一步增大的趋势，严重影响了正常使用，因此迫切需要进行支护方案设计。

2 锚网索联合支护方案

依据该巷道地质条件及巷道布置情况，考虑软岩巷道围岩变形的特殊性，提出了锚网索联合支护方案。

2.1 顶板支护

顶板支护设计采用“锚杆+锚索+8#菱形金属网+Φ16圆钢托架”的联合支护方式。顶锚杆采用Φ22mm×2400mm的螺纹钢锚杆，间排距为1800mm×950mm，采用两卷树脂药卷锚固，一卷CK2380在上，一卷K2380在下锚固，预紧扭矩不小于200N·m。顶锚索型号为Φ21.6×6300mm，锚索间排距为1800mm×950mm，三根三根交错布置，均打设到托架眼里。顶网采用Φ16圆钢托架加8#菱形金属网。

2.2 巷帮支护

两帮采用“锚杆+8#菱形金属网+Φ10圆钢托架”的支护方式，靠采空区帮打设锚索补强支护。帮锚杆采用Φ20×1800mm的螺纹钢锚杆，间、排距为800mm×950mm，采用一卷CK2380药卷锚固，预紧扭矩不小于150N·m，锚杆锚固力不小于105kN。靠采空区巷帮锚索采用Φ17.8mm×4000mm，间排距为2490mm×1900mm，按每2排打1根，用Φ10圆钢托架首尾相连，三花布置。

3 数值模拟分析

3.1 模型建立

针对屯兰矿的地质采矿条件，根据采矿工程问题特点，建立相应的数值分析模型。由岩石力学理论可知，巷道掘进后围岩应力重新分布，受支承应力影响范围约为巷道半径的5倍左右。为了尽可能小地避免边界效应，模型尺寸取50m×150m×60m，模型左右边界约束为u=0，v≠0，下部边界约束为u=v=0(其中u为水平位移、v为垂直位移)，上部边界施加垂直载荷模拟上覆岩层底重量[4-5]。计算模型见图1，计算所采用的围岩力学参数见表1。

图1 数值分析计算模型

表1 模型岩层力学参数

岩性容重/(kg·m-3)体积模量/GPa剪切模量/GPa抗拉强度/MPa黏结力/MPa内摩擦角/°细砂岩25804.472.180.601.3635中粗砂岩26334.401.840.681.2530煤14470.800.40.300.5023砂质泥岩25634.742.710.500.8026泥岩25753.071.660.450.7024

3.2 模拟结果与分析

3.2.1 围岩应力分布特征

在光源的选择上，首先需要考虑激光的波长对系统的影响.如图7所示，分别以常用的中心波长为325 nm、488 nm和632 nm的单色激光作为光源，在matlab中画出归一化光强随腔长变化的曲线.根据式(2)可得，光强的极大值和极小值分别为

图2、图3分别为巷道开挖并施加锚网索支护后垂直应力和水平应力图，从图2、图3中可以看出:巷道掘进后，原有的应力平衡被打破，围岩应力重新分布。垂直应力在巷道两帮形成应力集中，两帮锚杆对煤壁起到挤压锚固作用，而锚网又可以将锚杆之间的非锚固岩层载荷传给锚杆，使巷道锚固体仍保持三向应力状态，提高了煤体强度，因而在两帮边缘并未发生大的塑性破坏。由于巷道底板较软且没有实施支护，水平应力集中区向底板深处传播，与巷道距离较顶板更远。

3.2.2 围岩变形特征

图4、图5分别为巷道开挖并施加锚网索支护后垂直位移和水平位移图，由图4、图5可以看出: 施加锚网索支护体系后，巷道围岩得到加固，围岩变形量不大，顶板最大垂直位移仅为10.6mm，底板最大垂直位移为12.5mm，巷道两帮水平位移仅为35mm，变形量很小，表明围岩得到了很好的控制。

4 矿压监测及分析

4.1 监测内容

本次矿压观测内容主要有巷道表面位移监测、巷道顶板深部位移监测。在巷道试验段共布置5个测站，分别距12501运输巷道巷口162m、270m、358m、415m、615m。测站地点的选取既要反映一般条件下巷道收敛量，又要反映围岩破碎段的巷道收敛量。

图2 垂直应力云图

图3 水平应力云图

图4 垂直位移云图

图5 水平位移云图

1)巷道表面位移监测。表面位移监测采用“十”字布点法[6-8]，用测杆和钢卷尺进行测读。

2)巷道顶板深部位移监测。顶板深部位移监测采用四基点机械式深基点位移计，孔内基点位置分别距孔口1.2m、2.5m、4m、8m共四处。

4.2 矿压监测结果分析

对5个测站的表面位移量观测45天后，巷道围岩基本不再受掘进影响，围岩变形趋于稳定。

由表2可知，12501运输巷道掘进期间，巷道试验段围岩变形量较小，巷道顶底板最大位移量为31mm，两帮最大位移量为43mm，巷道稳定后顶底板及两帮移近速度均低于0.5mm/d，这表明锚网索联合支护有效降低了巷道变形量，使巷道保持稳定。

4.2.2 巷道顶板深部位移分析

通过深基点位移计观测巷道顶板深部位移，在对5个测站进行连续观测45天后，得出巷道掘进期间围岩深部变形情况，见表3。

由表3可知，巷道顶板浅部变形较深部变形大，0～1.2m处位移量约为6mm，而4～8m处位移量仅为1mm左右，这说明顶板变形主要发生在浅部岩层，表明锚索支护对深部围岩控制作用显著。

4.3 矿压监测与数值模拟结果对比分析

对实施锚网索联合支护方案后的巷道进行数值模拟分析及矿压观测，并与无支护下的巷道变形量进行对比分析，如表4所示。可以看出，在实施支护前，巷道变形量很大，严重影响巷道稳定，实施锚网索联合支护后，顶底板及两帮移近量均保持在较低水平，且数值模拟分析得出的变形量和矿压监测结果比较相近，表明锚网索联合支护技术可以有效地控制软岩巷道的围岩变形。

表2 掘进期间巷道表面位移统计

表3 掘进期间巷道顶板深部位移统计

表4 巷道变形量对比分析

5 结论

1)无巷道支护时，巷道变形量很大，根据1个多月的矿压监测结果分析，两帮移近量最大达302mm，顶底板移近量最大达252mm，且有进一步增大的趋势，巷道难以保持稳定，因而提出了锚网索联合支护方案。

2) 对实施锚网索联合支护方案后的巷道进行数值模拟分析及矿压观测，得到的巷道围岩变形量比较相近，均保持在较低水平，在观测期内，顶底板最大位移量为31mm，两帮最大位移量为43mm，巷道变形趋于稳定。

3) 顶板深部位移分析表明巷道顶板变形主要发生在浅部，深部位移量小，说明锚索能有效控制顶板深部破坏，锚索和锚杆相匹配可实现联合支护。

4) 锚网索联合支护技术可以有效地控制软岩巷道的围岩变形，为类似条件下的巷道支护，提供了一种可行的技术参考。

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