郭振兴

（山西智德安全股份有限公司， 山西 太原 030006）

引言

回风巷道是综采工作面安全通风和辅助运输的重要通道，因此巷道围岩有效控制对工作面安全生产具有十分重要的作用[1-3]。本文以莒山矿3 号煤层回采工作面回风顺槽为工程背景，对巷道支护参数进行了分析，并进行了工程实践，具有良好的应用效果。

1 工程概况

莒山煤矿ZF305 工作面位于井田东部，工作面设计长度为150 m，推进长度1 000 m，工作面所采煤层为3 号煤层平均厚度为6.18 m，煤层结构简单，含0～2 层泥岩，采用综合机械化放顶煤开采，其中采2.2 m，放3.98 m，采放比1∶1.8，端头不放煤。工作面基本顶为中粒砂岩，深灰色，含植物化石，平均厚度为8 m；直接顶为黑色泥岩，平均厚度为9.27 m；直接底为灰黑色及深灰色泥岩，夹薄层状粉砂质泥岩，上部含有植物化石，平均厚度为4.5 m，基本底为灰白色中细砂岩，硅质胶结，平均厚度为5.14 m。

ZF305 回风顺槽原为ZF303 工作面辅助运输顺槽，ZF303 工作面回采结束后作为ZF305 工作面回风顺槽继续使用，巷道东部为ZF303 采空区隔离煤柱，宽度为8 m，西部为实体煤帮，巷道原始支护方案为锚杆及工字钢棚支护，锚杆长度为1.8 m，顶板及两帮间排距均为900 mm×900 mm。ZF305 工作面回采期间由于锚杆支护参数不合理，巷道发生了严重的破坏变形，特别是临近工作面30 m 范围内巷道变形速度大幅度增大，工作面附近顶板最大下沉量达980 mm，煤柱帮最大变形量为870 mm，实体煤帮最大变形量为460 mm，底板最大底鼓量为560 mm，严重影响了工作面回风及辅助运输。

2 巷道锚杆支护参数分析

2.1 巷道塑性范围确定

对于圆形巷道应用弹塑性极限平衡理论分析可得圆形巷道塑性区半径计算公式如下[4-5]：

式中：Rp为巷道塑性区半径，m；R0为巷道外接圆半径，m；a 为锚杆排距，取 0.8 m；p 为锚杆锚固力，取150 kN；C 为煤体黏聚力，取 1.08 MPa；φ 为煤体内摩擦角，取28°。代入数据计算得Rp=1.03 m。

针对矩形巷道，由于其应力的复杂性，目前不能从矩形巷道的力学模型解决出塑性区形状及大小问题。因此，一般采用将其视半径为外接圆半径的圆形巷道进行计算，求得塑性区半径后再乘以修正系数，其相应的修正系数见表1，预计F305 回风顺槽塑性区范围R。根据表1 得，修正系数为1.4。

代入修正系数计算得R=1.36 m。

表1 矩形巷道塑性区范围修正系数

2.2 锚杆长度确定

巷道锚杆长度L 应满足：

式中：L1锚杆外露长度，取0.15 m；L2为锚杆有效长度，顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度R，m；L3为锚杆锚固长度，取0.4 m。

围岩松动圈冒落高度：

式中：B、H 分别为巷道掘进跨度和高度，均取3 m；f顶为扰动影响下顶板岩石普氏系数，取1.7；ω帮为两帮围岩的内摩擦角，取28°。代入数据计算得b=1.38 m。

因此，顶板锚杆长度L=0.15+1.38+0.4=1.91 m，帮部锚杆长度L=0.15+1.36+0.4=1.86 m。

2.3 锚杆间排距

回采巷道锚杆布置必须满足锚杆悬吊岩体重量，为保证顶板的稳定性，则锚杆锚固力应能承担悬吊岩体的重量，通常情况下间排距相等，结合以往的支护实践，确定巷道锚杆间排距为800 mm。

3 巷道支护方案

以往研究及实践经验表明，锚杆及锚索的合理支护对巷道围岩的有效控制具有十分重要的作用，在采动影响下，巷道围岩浅部岩层极易发生破坏，岩石强度大幅度降低，通过锚杆及锚索支护可以有效提高岩石的残余强度。根据上述计算结果，结合F305 回风顺槽顶板岩层赋存情况，确定锚杆支护方案。

3.1 锚杆支护

巷道顶板采用Φ20 mm×2 000 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，树脂加长锚固，间排距为800 mm×800 mm，每排布置4 根锚杆，靠近两帮边缘锚杆与竖向方向呈15°夹角；两帮采用Φ20 mm×2 000 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，树脂加长支护，锚杆间排距均为800 mm×800 mm，帮部每排布置4 根锚杆，帮部上下边缘锚杆与水平方向呈15°夹角。锚杆支护时采用1 卷K2335、1 卷Z2360 型树脂药卷加长锚固，锚固长度≮1.0 m，顶锚杆最低锚固力120 kN，帮锚杆最低锚固力80 kN，预紧扭矩≮200 N·m。

3.2 补强支护

巷道锚杆支护完毕后顶板采用Φ15.24 mm×8 300 mm 的高强度钢绞线，“2-1-2”方式布置，树脂加强支护，锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm，破断载荷不低于260 kN。同时对巷道进行混凝土喷浆，喷浆厚度为100 mm，如图1 所示。

4 应用效果

根据上述研究对ZF305 回风顺槽进行重新支护，支护断面如图1 所示。巷道掘进期间顶板最大下沉量为112 mm，两帮最大移近量为156 mm，底板最大底鼓量为46 mm；回采期间回风巷道变形曲线如图2 所示，由图可知，随着工作面临近巷道变形量逐渐增大，在工作面附近顶板最大下沉量约为350 mm，两帮最大移近量约为420 mm，底板最大底鼓量约为260 mm，巷道变形量远低于原始变形量，表明巷道围岩得到了有效控制，巷道支护方案合理。

图1 巷道支护断面图（未标单位：mm）

图2 巷道围岩变形曲线