李建平

（山西焦煤集团介休正益煤业有限公司，山西 晋中 032099）

1 工程概况

正益煤业11-102工作面，主采11#煤层，地面标高+1220.6～+1266.1，井下标高+1007～+1055m。煤层厚度2.6～3.0m，平均为2.8m，煤层赋存稳定，煤层倾角7°～15°，平均倾角10°。工作面运输巷断面形状为3.8m×2.7m的矩形，巷道总长度为426m。11号煤层基本顶为砂质泥岩，均厚2.55m；直接顶为泥岩细砂岩互层，均厚0.82m；直接底为石灰岩，均厚0.4m；基本底为泥岩，均厚2.35m，煤层顶底板岩层具体情况如表1所示。巷道原锚索杆支护强度不足，巷道顶板拉裂、离层，煤帮鼓出、塌落，巷道破坏情况如图1所示，急需采取有效措施提高围岩稳定性。

表1 顶底板岩层性质

图1 巷道破坏情况

2 巷道围岩稳定性分析

2.1 巷道围岩变形规律

图2 矿压监测结果

通过在运输巷布置一处矿压监测站，得到了初期支护后20d围岩基本变形规律如图2所示。由图2（a）、图2（b）可知，运输巷在原支护下顶板和两帮的变形量具有明显的时效性，随时间呈现逐渐增加的趋势，并在20d左右趋于稳定。其中，两帮移进量达到117mm，顶板下沉量达到180mm，巷道在原支护下不能满足安全生产要求。

2.2 巷道顶板稳定性分析

11-102运输巷直接顶为泥岩细砂岩互层，巷道上覆岩层平均容重为γ=25kN/m3，将直接顶视为两层独立的岩梁[1]。上层为厚度为h1=0.42m的细砂岩，泊松比ν1=0.22，弹性模量为E1=2.4×103MPa，对于上层直接顶有：

下层为厚度h2=0.4m的泥岩，泊松比ν2=0.12，弹性模量为E2=3.2×103MPa，下层直接顶有：

由于直接顶为上下两层岩体构成，我们可以通过锚杆（索）将两层岩体加固成组合梁结构，加固后直接顶的弹性模量和泊松比会显著提高：

组合梁结构：

由上式可知，11-102运输巷在加固前存在顶板离层现象，通过锚杆（索）加固后，直接顶形成组合梁结构，可以大大的提高顶板岩层的稳定性[2]。但是在原支护下，锚索长度不足，锚索不能发挥承载能力，难以将直接顶形成组合梁结构，巷道顶板出现拉裂、离层的情况。选用长度较长的锚索可以顶板的稳定性可以得到保障，但是同时也需要考虑节省材料。由于直接顶为泥岩细砂岩互层，锚索应将整个直接顶固定为一个整体，再将软弱岩层锚固在上部稳定岩层上，共同承受巷道上部压力。

2.3 巷道帮部稳定性分析

已知巷道高度为h=2.7m，设顶板与帮部的摩擦角φ0=18°，粘聚力c0=0.3MPa，上覆岩层平均容重γ=26kN/m3，应力集中系数k=2，煤体与顶板界面的切向刚度系数β=0.14，支护反力P=31.3MPa，得帮部极限平衡区宽度为[3]：

帮部破裂区宽度为：

帮部塑性区宽度为：

由上式可知，11-102运输巷帮部帮部极限平衡区宽度为4.0m，帮部破裂区宽度为1.92m，帮部塑性区宽度为2.08m。可以确定巷帮需要加固深度至少为1.92m，锚杆对破裂区整个区域进行加固，经过破裂区后前端进入塑性区，使破坏区与塑性区形成一个整体，来共同承受帮部压力，抵抗围岩变形[4]。

3 围岩控制效果分析

3.1 支护方案设计

根据对巷道围岩变形规律及稳定性分析，为防止巷道围岩剧烈变形，应制定相应的围岩支护方案。根据11-102工作面运输巷的具体情况，再结合巷道围岩稳定性分析，对巷道围岩支护方案进行具体设计：①巷道顶板锚杆规格为Φ20mm×L2000mm，每排5根，间排距为850×800mm，两端锚杆与水平方向呈75°夹角，并铺设800×800mm的钢筋网，网孔为50×50mm；②巷道顶板单体锚索选用Φ17.8mm×L7000mm的高预应力锚索，锚索拉力不低于30MPa，锚索排间距为2400×1600mm，每排两根；③由2.3节可知巷道帮部锚杆至少为1.92m，因此巷道两帮选用规格为Φ20mm×L2000mm的锚杆，锚固力不低于80kN，间排距为850×800mm，两帮各3根，上、下两端锚杆与水平方向夹角为15°锚索托板采用300mm×300mm×16mm的鼓形铁托板，并铺设800×800mm的钢筋网，网孔为50×50mm。

3.2 围岩控制效果分析

为了检验巷道围岩支护效果，优化锚杆设计方案，在试验段巷道每隔5m布置一个矿压监测站，对11-102工作面围岩表面变形量持续监测直至数据基本稳定，矿压监测结果如图4所示。

对巷道围岩位移量进行了40d的监测，巷道围岩随时间变形趋势基本相同，在30d后顶板累计下沉量稳定在30mm，累计底臌量达到39mm，两帮移进量累计达到24mm。可以看出，巷道围岩的变形破坏程度得到了明显改善。

图3 巷道围岩矿压监测结果

同时，在试验段围岩布置钻孔并安装多点位移计，对围岩不同深度位移量进行监测，得到巷道顶板的矿压监测结果如图5所示，巷道帮部围岩的矿压监测结果如图6所示，巷道底板的的矿压监测结果如图7所示。

图4 巷道顶板深部位移曲线

图5 巷道帮部深部位移曲线

图6 巷道底板深部位移曲线

由图5可得，在支护后的10d内，顶板下沉量不断增加，在50d时顶板各深度位移量基本稳定，深度为 1.2m、1.6m、2.0m、2.5m、3.0m、6.0m 处顶板下沉量分别为 14.9mm、22mm、27.1mm、31.7mm、35.9mm 及39.7mm，随着顶板深度的不断增加，相对围岩变形位移量逐渐减少，也就是说越浅的位置所受到扰动越大，围岩变形量越大[5]，最大变形量发生在0～1.2m内，变形量达到14.9mm，占总变形位移量的38%，顶板变形得到有效控制。

由图6可知，在支护后的15d内，两帮移进量不断增加，之后在50d时帮部各深度位移量基本稳定，深度为0.8m、1.2m、1.6m、2.0m处两帮移进量分别为12.2mm、15.7mm、18.2mm及19.8mm，最大变形量发生在0～0.8m内，变形量达到12.2mm，占总变形位移量的62%，表明在帮部锚杆作用下，帮部围岩的位移变形稳定在较小的范围内。

由图7可得，在支护后的25d内，底臌量不断增加，之后在50d时底板各深度位移量基本稳定，深度为 1.2m、1.6m、2.0m、2.5m、3.0m、6.0m 处底臌量分别为 13.4mm、20.4mm、26.7mm、31.5mm、34.5mm 及37.2mm，最大变形量发生在0～1.2m内，变形量达到13.4mm，占总变形位移量的45%，现支护对巷道底臌起到了积极作用。

4 结 论

针对正益煤业11-102运输巷的具体情况，通过对巷道围岩变形规律及稳定性分析，提出了针对11-102工作面运输巷道的支护方案，并结合工作面实际情况对围岩控制措施进行了具体设计。根据矿压监测结果可知，在现有支护方式下，巷道顶板累计下沉量为30mm，底臌量为39mm，两帮移进量为24mm，且围岩深部位移稳定在较小范围内，可知该种支护手段极大地改善了围岩稳定性，满足了安全生产要求。