煤巷锚杆支护与架棚支护技术经济分析对比.docx

中国矿业大学毕业设计说明书
煤巷锚杆支护与架棚支护技术经济分析对比
摘要：本文从技术经济角度，对煤巷锚杆支护与架棚支护作了一个简单的对比，讨论了两种支护方式的支护原理，通过应用实例证明了锚杆支护是一种应用前景更加广阔的支护方式。
关键词：煤巷，锚杆，架棚，支护，技术，经济，比较
我国煤炭资源丰富，产量很大。由于煤质、煤层埋藏条件千差万别，以及矿井巷道用途及其生产技术条件不同，使得我国煤矿巷道的支护工作十分复杂，巷道支护形式多种多样。在我国煤矿生产现场中，煤巷的支护形式主要有锚杆支护、架棚支护和组合支护等几种。由于锚杆支护对巷道围岩强度的强化作用，可显著提高围岩的稳定性，加之支护成本低，明显改善作业环境和安全生产条件，可提高矿井的技术经济效益，因而成为煤矿巷道的一种主要支护形式。我国煤矿自1956年使用锚杆支护以来，在岩巷中发展迅速，1998年，锚杆支护比重已高达60.85%。在原煤炭工业部将“煤巷锚杆支护”列为煤炭工业“九五”重点科技攻关项目以后，我国煤矿锚杆支护比重从1995年的15.15%提高到1998年的20.14%。但是，在我国的煤矿生产现场中还存在许多架棚支护形式，然锚杆支护存在许多优点，但是架棚支护在某些情况下是不可替代的，在技术、经济上与锚杆支护相比，也存在着许多优势。组合支护是多种支护形式的综合，种类繁多，在此仅对锚杆支护和架棚支护做一个简单的比较。
1 锚杆支护的原理及其种类
1.1 锚杆支护的原理
锚杆支护属于“主动”支护，在锚杆安装以后即对围岩提供支护阻力，而且随着围岩的变形，支护阻力不断增加，因而能及时地、有效地提高巷道围岩强度，防止围岩早期离层和控制围岩变形。传统的锚杆支护理论有：悬吊理论、组合梁理论、组合拱（压缩拱）理论，近期又发展了最大水平应力理论，提出了巷道锚杆支护围岩强度强化理论。
1.1.1 悬吊理论
悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。
对于回采巷道经常遇到的层状岩体，当巷道开挖后，直接顶因弯曲、变形与老顶分离，如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在老顶上，就能减小和限制直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的，如图1.1所示。

图1.1 锚杆的悬吊作用 图1.2 顶板锚杆悬吊松动破裂岩层
巷道浅部围岩松软破碎，或者开掘巷道后应力重新分布，顶板出现松动破碎区，这时锚杆的悬吊作用就是将这部分冒落岩体悬吊在深部未松动岩层上，如图1.2所示。
悬吊理论只适用于巷道顶板，不适用于巷道帮、底。如果顶板中没有坚硬岩层或顶板软弱岩层较厚，围岩破碎区范围较大，无法将锚杆锚固到上面坚硬岩层或者未松动岩层上，悬吊理论就不适用。
1.1.2 组合梁理论
组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定岩层时，锚杆的悬吊作用居次要地位。
如果顶板岩层存在若干分层，顶板锚杆的作用，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象；另一方面，锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。这种组合梁岩层在上覆岩层载荷的作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小，而且组合梁越厚，梁内的最大应力、应变和梁的挠度也就越小，如图1.3所示。
（a） （b）
图1.3 顶板锚杆的组合梁作用
（a）未打锚杆；(b)布置顶板锚杆
组合梁理论只适用于层状顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用。
1.1.3 组合拱（压缩拱）理论
组合拱（压缩拱）理论认为：在拱形巷道的破裂区安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间距离足够小，各个锚杆形成的压力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱（亦称组合拱或压缩拱），这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷。在承压拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑力也相应加大，如图1.4所示。因此，锚杆支护的关键在于获取较大的承压拱厚度和较高的强度，其厚度越大，越有利于围岩的稳定和支撑能力的提高。

图1.4 组合拱的组合拱原理
1.1.4 最大水平应力理论
最大水平应力理论认为：矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.5~2.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响，且有三个特点：①与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小，顶底板稳定性最好；②与最大水平应力呈锐角相交的巷道，其顶底板变形破坏偏向巷道某一帮；③与最大水平应力垂直的巷道，顶底板稳定性最差。在最大水平应力作用下，顶底板岩层易发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀造成围岩变形，锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，因此要求锚杆必须具备强度大、刚度大、抗剪阻力大，才能起约束围岩变形的作用。
1.1.5 巷道锚杆支护围岩强度强化理论
巷道锚杆支护围岩强度强化理论认为：①巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构；②巷道锚杆支护可以提高锚固体的力学参数，包括锚固体破坏前和破坏后的力学参数，改善被锚固岩石体的力学性能；③巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区，锚杆锚固体区域内岩体的峰值强度或峰后强度、残余强度均能得到强化；④巷道锚杆支护可改变围岩的应力状态、增加围压，从而提高围岩的承载能力、改善巷道的支护状况；⑤巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。
1.2 锚杆的种类
锚杆是锚固在煤、岩体内维护围岩稳定性的杆状结构物。目前，国内外适用于不同条件、具有不同功能和用途的锚杆有数百种，按锚杆与被锚固体（煤、岩体）的锚固方式大体可分为粘结式、机械式、摩擦式三种；按锚固段的长短可分为端头锚固、全长锚固和加长锚固；按锚杆杆体的工作特性可分为刚性锚杆和可延伸锚杆；根据锚杆强度的大小可分为普通锚杆和高强度（超高强度）锚杆。
锚杆支护一般要把锚杆和其它一些支护材料结合起来，例如金属菱形网，塑料网，W钢带，以更好地强化对巷道的支护作用。在此，也把这些支护形式算入锚杆支护的形式。
2 架棚支护的原理和种类
2.1架棚支护的原理
架棚支护属于“被动”支护，支架本身没有或仅有很小的初撑力，随着围岩变形的增大，靠支架自身的强度支撑上覆岩层。下面分别简述刚性支架和可缩性支架的工作原理。
2.1.1 刚性支架的工作原理
刚性支架就是支架本身没有可缩性或可缩性很小的支架。为适应围岩的变形、移动，刚性支架只能依靠支架压入底板，架后破碎岩石压缩，接 处木垫压缩以及支架本身的挠曲变形来解决。由于支架本身的可缩量很小，所以刚性支架只能使用在围岩比较稳定，变形很小，压力不太大的巷道，否则将造成支架的严重变形和损坏，巷道断面急剧缩小，乃至多次进行翻修，甚至难以使用。
2.1.2 可缩性支架的工作原理
可缩性金属支架由若干支架节（构件）组成，节与节之间用连接件连接。当拧紧连接件的螺母或拧紧连接件的楔子后，连接件将支架节间搭接的型钢压紧，给它们提供预紧力（锁紧力）。要推动支架节间搭接部分滑动必须克服型钢与型钢之间、型钢与连接件之间的摩擦力。巷道掘进以后，围岩发生变形，压紧支架，支架承受载荷，产生内力。内力中对支架力学性能最有影响的是轴力（压力）和弯距。轴力推动支架节间搭接型钢的滑动，而弯距则阻止其滑动。支架内产生弯距以后，就会造成支架挠曲。设支架挠曲出中性层的曲率为k，曲率半径为ρ，弯距为M，型钢弹性模量为E，惯性距为Jx根据材料力学的推导，得到以下关系：
k=1/ρ=－M/(EJx) (公式2.1)
这里规定凹面向里的曲率为正，凹面向外的曲率为负，正弯距产生负曲率，负弯距产生正曲率，因而式（1—1）中有负号。当E、Jx一定时，k与M成正比，M越大，k越大，型钢搭接处滑移越加困难。
从整体上看，轴力是支架的内力，但是将型钢从搭接处切开来看，轴力则是推动型钢滑移的力。当轴力推动型钢时，连接件将发生歪斜，连接件受力后也要产生变形，再加上弯距产生的曲率，这些都使连接件与型钢间的压力加大，这就是附加压紧力。预紧力加上附加压紧力就形成了型钢搭接部分之间的摩擦力。当轴向推力小于这个摩擦力时，支架不可缩，若轴向推力大于摩擦力时，型钢之间产生相对滑动，支架缩短。支架缩短后，减少了支架承受的外载，轴向推力小于摩擦阻力，型钢之间出现相对稳定，支架不再缩短，与外载处于平衡状态。此后围岩继续变形，外载增加，弯距和轴力又继续加大，当轴向推力大于摩擦阻力时，两型钢搭接处又产生相对滑动，支架缩短，如此反复。应该注意的是：由于型钢第一次产生相对滑动以后支架形状产生了变化，两型钢搭接处产生了错动，迫使连接件与型钢之间的挤压加大，再加上支架、连接件变形加大等原因，使得第二次滑动前的附加压紧力比第一次的要大，摩擦阻力也就增加，需要更大的轴向推力才能使型钢搭接处产生相对滑动。由于产生滑动所需要的轴向推力一次比一次加大，就出现了井下支架实际工作阻力的增阻现象。
2.2 架棚的种类
按支架的材料可分为木支架、金属支架、混凝土支架和砖拱支架等几种。金属支架按材料可分为矿用工字钢和U型钢；按架型可分为拱形、多铰曲腿形、梯形、圆形、方环形、长环形、拱梯形和斜梯形等；按支架是否具有可缩性分为刚性支架和可缩性支架。
3 煤巷维护费用的计算
巷道的维护费是指巷道开挖之后，为确保通风、运输、行人及安全生产而维护一定的巷道断面所花费的支护及维护费用总和。在煤巷中，由于支护形式的不同，巷道的维护费用存在很大的区别，下面对架棚支护的巷道和锚杆支护的巷道维护费用作一个简单的比较。
3.1 架棚支护
架棚巷道的维护费用主要由支架折旧费、护帮费、翻修费、卧底费及替棚费组成。用公式表示为：
W=（E1+E2+E3）/T ,元/m·a (公式3.1)
式中 W——回采巷道维护费用单价，元/m·a；
E1——巷道支架折旧费，元/m；
E2——巷道护帮费，元/m；
E3——巷道修理费，主要包括翻修费、卧底费及替棚费，元/m；
T——巷道服务年限，a。
3.1.1 支架的折旧费
支架的折旧费是指支架经过多次使用直到报废平均折算到每次支护上的费用。计算支架折旧费用的关键在于支架的复用次数的确定，而支架的复用次数受支架的折损率、支架的整形、支架的锈蚀等因素的影响。支架的折旧费用可近似地用下式表示：
E1=[Z+∑y(i)]/(N×l) ，元/m (公式3.2)
式中 Z ——支架成本，元；
y(i)——支架第i次的整形费用，元；
N——支架复用次数，次；
l——棚距，m。
3.1.2 巷道护帮费
巷道护帮形式主要有两种形式：一种是金属网加衬棍及木楔，另一种是芭片（竹芭或者柳芭）加衬棍及木楔。前者适用于围岩破碎、维护时间长的巷道，后者适合于围岩性质良好，维护时间不太长的巷道。
①金属网护帮护顶
梯形支架：
E2=（a+2h）×P1+（a+2h）×P2/4l+（a+2h）×2P3/4l
=（a+2h）×(P1+ P2/4l+ P3/2l) ，元/m (公式3.3)
式中 a——巷道顶宽，m；
h——巷道高度，m；
l——棚距，m；
P1——金属网价格，元/m2；
P2——衬棍价格，元/根；
P3——木楔价格，元/个。
拱形支架：
E2=[πb/2+2（h－b/2）][P1+ P2/4l+2P3/(4l)]，元/m (公式3.4)
②芭片护帮护顶
对于松软围岩的巷道，护帮要求严实，而对于中等稳定以上围岩的巷道，只需局部护帮，其护帮材料约为前者的三分之二。
梯形松软围岩巷道的护帮费：
E2=（a+2h）×(P4/B+ P2/4+ P3/2) /l，元/m (公式3.5)
式中 P4——芭片的价格，元/块；
B——芭片的宽度，m。
其余符号意义同前。
拱形松软围岩巷道护帮费：
E2=（πb/2+2h－b）(P4/B+ P2/4+ P3/2) /l，元/m (公式3.6)
3.1.3 巷道修理费
巷道修理费包括巷道的翻修费、卧底费和替棚费。
① 巷道的翻修费
巷道的翻修费视不同的巷道断面而不同，它主要包括巷道翻修所需要的人工费、护帮费和设备占用费。对于不同支架损坏率的巷道，其翻修费也不同。为了便于计算，将翻修巷道的支架折损率计入整个巷道的支架折旧费中去。
实际统计发现，巷道翻修费存在如下近似关系：
E3(1)=5+1.2S+ E2，元/m (公式3.7)
式中 E3(1)——巷道的翻修费（不包括支架），元/m；
S——巷道断面，m2。
② 巷道替棚费
金属支架支护的巷道往往采取超前工作面替棚的方法。替棚所用的材料，梁一般采用圆或半圆木，腿一般采用半圆木、摩擦金属支柱及单体液压支柱。运输巷的替棚梁可回收约一半，材料道替棚梁不再回收。替棚时，还需消耗一定的护帮材料，可取相同断面巷道掘进时护帮费的一半。每替一棚平均花费1个人工。替棚费由下式确定：
E3(2)= E2/2+(1.5+0.1S)(Φ/2)2×πP5/(2l)+3.5/l ，元/m (公式3.8)
式中 E3(2)——替棚费用，元/m；
P5——坑木价格，元/m3；
Φ——圆木直径，m；
3.5——平均工值，元/工。
③ 巷道卧底费
由于巷道不同程度地存在巷道底鼓问题，严重的底鼓及帮凸往往造成巷道的高度不足1m，断面不足2m2。因此，巷道必须卧底，以保证一定的巷道断面。 根据现场经验，取卧底费标准为10.4元/m2，则每米巷道的卧底费为：
E3（3）=10.4[1.7－（h－U1）]（b－U2），元/m (公式3.9)
式中 h——巷道初始高度，m；
b——巷道初始宽度，m；
U1——巷道顶底板移近量，m；
U2——巷道帮移近量，m。
巷道修理费可由下式确定：
E3= E3(1)+ E3(2)+ E3（3），元/m (公式3.10)
3.2 锚杆支护
锚杆支护的巷道，其维护费用应包括护帮费及巷道的修复费。锚杆为一次性投入，不可回收利用，因此，锚杆基本上不存在折旧费。锚杆支护的巷道护帮一般采用菱形金属网和塑料网，其护帮费同公式3.3和公式3.4。在有些地质条件下，锚杆支护的巷道由于地应力及其它原因，变形较大，需要补打锚杆或锚索，其修复费为所加锚杆或锚索的费用。
4 巷道维护费用的影响因素
巷道维护费用的影响因素有开采深度、护巷方式、围岩性质、采高、巷道的用途等。
4.1 开采深度对巷道维护费的影响
随着开采深度的增加，巷道的维护会更加困难，巷道的维护费将会有不同程度的增加。开采深度对巷道维护的影响主要表现在两个方面：
（1）随着开采深度的增加，原岩应力增大（σ0=γH），巷道围岩的支承压力随之增大。由圆形巷道的弹塑性力学解可知，巷道周边的位移与原岩应力成指数关系增加，而且随着采深的增加，围岩性质对巷道维护的影响就愈加明显。
（2）采深加大，巷道两旁的支承压力及其分布范围也增加，围岩（尤其是松软围岩）的流变性也变得更加明显。
苏联科斯捷恩科矿得出开采深度与巷道变形的公式为：
U=1.316H－250（mm），（300m＜H＜1000m ） （公式4.1）
即变形量与开采深度成线形关系。
国外，前苏联学者在《矿井设计》一书中提到的巷道维护费与开采深度的关系为：
fH=0.0035（H+115） （公式4.2）
即随着采深的加深，巷道的维护费成线形增加。
东滩煤矿由于采深大，巷道断面大，矿山压力高，回采巷道采用传统的工字钢梯形支架巷道易变形，造成支架损坏和顶煤冒落引发煤层自燃等诸多问题。为此，东滩矿与煤炭科学研究总院北京开采所合作，研究采用锚杆支护。巷道断面为梯形微拱顶断面，拱顶宽3.7m，高3.0m，拱高80mm，下宽4.7m。在巷道顶部用5根直径18mm、长2000mm的螺纹钢锚杆，配BHW—280—2.75—3800型W钢带和规格为900×4200mm的金属经纬网。帮部用3根直径为18mm、长为1800mm的螺纹钢锚杆，并铺金属菱形网。锚杆间排距在顶部为850×700mm,在帮部为900×700mm。锚杆钻孔直径为27mm，顶部每个锚杆孔使用K2535和Z2550树脂药卷各一个，帮部每个锚杆孔使用一个Z2550树脂药卷。顶部锚杆设计锚固力为60Kn，帮部为40kN。试验结果，矿压显现较架棚支护不太明显，顶板锚杆的合格率达到95.6%，帮部锚杆的合格率达到90.2%。从经济上比较，锚杆支护可大幅度降低支护成本，经济效益明显，并且锚杆支护的巷道安全性好，锚网带与煤体形成具用一定承载能力的平衡拱，增强了煤体的整体性，防止顶煤的松散冒落；改善了工作面端头的作业环境，简化了端头支护工序，降低了工人的劳动强度，减轻了辅助运输的压力。
4.2 护巷方式对巷道维护费的影响
无论是运输巷还是回风巷，其中巷道的一侧必定是煤体，而另一侧可以是煤体，也可以是煤柱、采空区或者是人工构筑物（如木垛、混凝土块、矸石墙、石膏充填带等）。巷道两帮的特点不一样，既决定了巷道上方支承压力的大小，又决定了在支承压力的作用下，巷道矿压显现的差异，也决定了巷道维护的难易程度。巷道两帮这种不同的特点称为护巷方式。常见的护巷方式有煤体护巷、煤柱护巷、沿空留巷、沿空掘巷等。护巷方式不同，巷道的维护费用差别甚大。下面分别就不同的护巷方式对巷道维护的影响作一分析。
4.2.1煤体护巷
煤体保护的巷道只受一次采动的影响，当巷道开挖出来之后，巷道周围的应力场重新分布，出现塑性变形区，巷道周边产生变形、收敛。受本工作面采动影响时，巷道周边的支承压力再次重新分布，出现了新的塑性变形区，致使巷道变形进一步加剧。由于煤体的支承作用，巷道最终变形量一般都不大。根据生产现场得出的数据：围岩稳定或中等稳定时，巷道的顶底板移近量一般都小于200mm；围岩松软、有底鼓时，顶底板移近量一般不大于550mm。由于围岩松软的巷道（尤其是有底鼓的巷道），支架往往产生插底现象，加之支架允许一定范围内的变形，所以，煤体侧保护的巷道支架损坏的情况很少见到，一般只出现轻微的变形，巷道不必维修。
4.2.2煤柱护巷
在同一水平上，护巷方式的差别主要是煤柱宽度的不同。煤柱宽度决定了巷道与回采空间的距离，决定了回采引起的高应力场对巷道影响的程度。同时，煤柱的极限支承能力不仅取决于煤柱的边界条件和力学性质，也取决于煤柱的几何尺寸。在同一地质和巷道边界条件下，对不同煤柱宽度的区段平巷进行围岩变形的观测表明，煤柱宽度与围岩变形有如图4.1所示的关系。

图4.1 煤柱宽度与围岩变形的关系
从图中可以看到，巷道围岩的变形量与护巷煤柱之间明显地呈现三个区域：第一为随着煤柱宽度增加，巷道围岩变形衰减平缓的区域CD；第二为随着煤柱宽度减小，巷道围岩变形不大或略有升降的区域AB；第三为随着煤柱宽度减小，巷道围岩变形增长迅速急陡区域BC。在开采深度及煤层厚度一定的情况下，这三个区域在横坐标轴方向上的变化主要受围岩性质的影响。围岩稳定时，图中曲线的峰值在4~6m左右的坐标位置上；围岩中等稳定时，峰值在7~8m的地方；围岩松软时，峰值在10~12m左右的位置上。根据这一峰值及AB、BC、CD三个区域的位置，相应地也可以确定不同围岩条件下，宽煤柱和窄煤柱的尺寸范围。如表4.1所示。
表4.1 巷道不同围岩条件下煤柱的尺寸范围
煤柱类型
围岩性质
窄煤柱（m）
宽煤柱（m）
稳定围岩
6
15~18
中等稳定围岩
8
20
松软围岩
10~12
30
（1）宽煤柱
宽煤柱保护的巷道，如果毗邻区段正在回采，要受到采动的影响，围岩变形由掘进后的稳定再次加剧。受本工作面采动影响时，由于煤柱较宽，其本身的极限支承能力足以使巷道在两个工作面支承压力下保持一定的稳定。与煤体内布置的巷道相比，由于受毗邻采区支承压力叠加的影响，巷道所受支承压力更大，围岩的流变性更加明显。因此，巷道在整个服务期间，围岩变形及支架的破坏都比煤体侧护巷大。如果巷道在毗邻区段采动稳定后在掘，其整个服务期间的围岩变形量要比毗邻区段回采影响的巷道小。巷道的维护状况更好。
实践表明，宽煤柱保护的巷道，如果受毗邻区段回采的影响，其维护费为煤体侧护巷的1.6倍，而毗邻区段采动稳定后再开掘巷道，其维护费用为同条件下煤体护巷的1.4倍左右。
（2）窄煤柱护巷
窄煤柱保护的巷道距毗邻采空区较近，可能使巷道处于上区段采动引起的支承压力高峰带内，受采动影响大。窄煤柱维护的巷道受第一次采动影响后，煤柱遭到破坏而处于塑性流变状态，围岩变形仍以较高的速度持续发展。在受到本工作面采动影响时，受上、下两区段支承压力的影响，煤柱被压酥而失去应有的支承能力，使巷道遭到破坏，其围岩变形及支架破坏均比宽煤柱护巷时大得多。如果巷道在毗邻区段回采期间掘进，则其维护费将比毗邻区段回采稳定后掘进巷道时增加1.2~1.3倍。
（3）沿空留巷
采用沿空留巷，由于采空区上方裂隙带岩层取得平衡之前的急剧沉降，在工作面后方10~20m的地方，巷道顶板在短期内会急剧下沉，采空区冒落的矸石同时向巷道内挤压。大约在工作面后方60~70m，顶板下沉才趋向稳定。这一时期，它与窄煤柱护巷的显著不同在于没有窄煤柱护巷时由于煤柱压酥产生的流变，围岩变形长期不能稳定下来的现象。通过实践，沿空留巷为同条件下煤体侧护巷维护费用的3.2倍。
（4）沿空掘巷
沿空掘巷可以分两种情况：在空间位置上有沿已稳定的采空区边缘掘进与保留小煤柱掘进之差，在时间上有上区段采空区已稳定时掘进和尚未稳定时掘进之异。
沿已经稳定的采空区边缘掘巷，采空区岩层活动已经停止，回采引起的应力分布已经稳定，巷道位于应力降低区内。因此，掘巷及采准期间，围岩的变形及支架破坏均不严重，巷道基本上不需要维修。但是，对一些底鼓严重的巷道，采准期间往往必须卧底。受本工作面采动的影响，巷道处于支承压力的重叠区内，随着工作面的临近，围岩变形尤其是两帮的变形会显著增加。对于底鼓严重的巷道，由于采空区侧向巷道里压， 常常表现为帮压大于顶压，支架的两腿根部向里收缩，使底鼓加剧。总的来说，沿已经稳定的采空区边缘掘进巷道，其维护状况比宽煤柱护巷时差，但比窄煤柱护巷时要好得多。实践证明，沿空掘巷的维护费用是煤体侧护巷的1.7~1.9倍，为同条件下宽煤柱护巷的1.2~1.4倍。沿尚未稳定采空区边缘掘巷的维护费用是同条件下沿已稳定采空区边缘掘巷的1.4倍，是同条件下煤体侧护巷的2.5倍。所以，沿空掘巷必须在时间上保证上区段采空区岩层活动已经稳定，一般不小于3个月。
4.3 围岩性质对巷道维护费的影响
围岩性质是影响巷道维护状况的主要因素。其影响的实质是围岩性质在很大程度上决定了巷道围岩变形量的大小和维护的难以程度。根据模糊聚类分析方法，巷道围岩稳定性分为非常稳定（I类）、稳定（II类）、中等稳定（III类）、不稳定（IV类）、极不稳定（V类）5个类别。
4.3.1 稳定围岩
围岩稳定的巷道一般采用锚杆或者是工字钢棚支护，薄煤层中甚至可以不支护。回采巷道用锚杆支护的优点不仅仅在于维护费用低，而且还能保证巷道稳定、有效断面大、生产环境好。其适用条件为：直接顶为稳定砂岩或石灰岩（3m以上）；直接顶较稳定（小于1m），其上部有稳定的砂岩。稳定围岩中，工字钢棚支护也是一种较经济的支护方式。煤体侧护巷时，巷道变形量小于200mm，通常支架轻微变形，大部分支架可以不整形直接复用。采空区侧维护的巷道变形量约为300mm左右，用工字钢支护能保证巷道正常使用，而且维护费用较低。
4.3.2 中等稳定围岩
中等稳定围岩的运输巷由于只受本工作面采动的影响，而且有煤体的保护作用，服务期间总的巷道变形量不大，工字钢梯形支架一般不会出现严重变形现象，能够保证支架的整体稳定性。另外，工字钢梯形支架还具有拆装及运输方便、整形容易的优点，因此，中等稳定围岩的运输巷采用工字钢是合适的。
4.3.3 松软围岩
软岩即是一方面岩石本身的性质较差，即强度低、空隙率大、胶结程度差，受结构面切割及风化影响显著或含有大量易膨胀粘土矿物的松、散、软、弱岩层；另一方面是巷道在各种内外载荷的作用下产生显著的变形，使得常规支护不能满足要求而出现严重破坏的岩层。而处于软岩中的巷道就是软岩巷道。软岩巷道易风化、遇水易膨胀；地压大、来压快、变形大、变形时间长；巷道围岩自承能力低。
徐州矿物局旗山矿在运输巷中采用工字钢梯形支架及U25、U29拱性可伸缩支架，由于底板松软，支架往往插底，因此，采用这几种支架均未出现严重变形现象，巷道在服务期间均能保证足够的稳定性。但是，在材料道中采用U25、U29拱性可伸缩支架，由于围岩变形量大，远远超过U25、U29拱性支架的可缩量，加之U型钢拱形支架不能抑制严重的底鼓，因此，松软围岩的材料道中使用U25、U29拱性可伸缩支架的效果不佳，支架的变形折损也相当严重，巷道卧底量大，维护困难。U29方环形支架进行了封底，支架整体稳定性好，承载能力高（均布载荷时的承载能力是拱形支架的3.8倍），力学性能好。在使用过程中，既能有效地抑制底鼓（减少20%左右的底鼓量），又能使支架不出现折损，巷道不需要卧底和维修。实践证明，在底鼓严重的松软围岩材料道中使用U29方环形支架比采用其它支护方式经济效益显著。
4.4 采高对巷道维护费的影响
煤层采高对巷道维护的影响主要表现在以下方面：
其一，在顶底板岩性及其它条件一定的情况下，煤层月薄，巷道的变形量越小。产生这种结果的原因有三个。一是采高越小，采动引起的支承压力峰值分布范围越小。二是采高越小，煤柱的塑性区宽度也越小，围岩的塑性变形及流变性也减小，煤柱的支承能力加大。根据《无煤柱护巷的矿压显现》一书的研究结果，煤柱的塑性区宽度与煤层开采高度之间呈正比关系。三是煤层通常较其它岩石的稳定性差，因此，煤层越薄，相应地使巷道围岩的整体稳定性提高。巷道变形量随采高减小而减小的规律也为不少实例所证实。
其二，煤层越薄，巷道两帮岩石所占比例越大。如果对这类半煤半岩巷进行翻修，则花费的人工费比两帮全是煤的巷道更大，翻修费也越多。
4.5 巷道形式或用途对巷道维护费用的影响
4.5.1 综放沿空巷道
综采放顶煤是厚煤层开采实现高产高效的主导技术，带来了巨大的技术经济效益，近年来在我国得到迅速发展，随着综放技术的发展和采深的加大，综放两巷采用沿采空区布置其巷道极难维护，成为制约该技术进一步发展的难题。而条带运输平巷和条带轨道平巷都是回采工作面运输、通风、行人的重要通道，必须处于良好的维护状况才能保证矿井安全生产的正常进行。综放回采条带巷道在实体煤中，常采用型钢架棚支护，由于架棚支护属于被动支护，支护阻力小，受采动影响后巷道变形量大，维护困难。为了使条带巷道处于良好的维护状况，大多数矿井在本条带与上条带工作面之间往往采用留设10-25m大煤柱的方法来保证本条带工作面回风巷的稳定，这不仅增加了煤炭资源的浪费，而且目前已发现即使是10-25m煤柱护巷，也难于使巷道保证安全生产。为降低巷道支护、维护成本，减少煤炭损失，保证巷道处于良好的维护状况，对于这类巷道，采用沿空留窄煤柱护巷、锚杆支护是行之有效的办法。
理论研究与实践表明，锚杆支护会改变围岩的力学特性，提高其承载能力．采用锚杆支护亦能在综放工作面实现窄煤柱护巷，且围岩稳定性明显好于采用大煤柱护巷传统支护的巷道。淮北矿业集团石台煤矿在2319下风巷设计上帮采用工字钢点柱支护，顶及下帮采用锚梁网组合支护方式。点柱采用11#矿用工字钢，长度大于上帮高度300mm，点柱按与水平成80°角布置，允许正0~5°，间距800mm，正负偏差50mm，上端打入顶板岩石深度50mm，且用木楔接牢。柱窝深 不小于200mm，无法打入实底的要穿鞋，同时用芭片、搪材或竹背板把帮腰背严实，防止窜矸。巷道顶板采用长度为1800~2000mm的锚杆，锚杆间距为800~900mm，排距800~900mm，锚杆直径为18mm，采用高强度锚杆配树脂锚固剂加长锚固。锚固长度不小于1000mm，用K2335和Z2350个一卷，初锚力不小于15kN，锚固力大于100kN。顶板破碎带应采用锚、梁、网、锚索联合支护。下帮采用Φ16×1600mm的高强锚杆，间距800~900mm，排距800~900mm，使用树脂锚固剂端头锚固，Z2370药卷一支，另外附加钢筋梯子梁、塑料网联合支护，初锚力不小于15kN，锚固力不小于30kN。
技术经济效益分析：
（1）提高巷道支护效果，有利于安全生产。锚杆支护为主动支护，能有效地控制围岩的变形，变载荷为承载体，通过组合，悬吊，强化作用来组合强化围岩；留窄小煤柱，能使巷道处于降压区，使巷道顶板下沉量小，稳定性高，支护效果好，修复量小，从而减少因改棚带来的安全隐患。
（2）节约材料，降低成本，增加资源回收。采用锚杆支护，不仅能节约大量的工字钢，特别是准备巷道中工字钢占用量更大，而且还可以减少坑木和小材料的消耗，按工字钢复用四次计算，工字钢棚360元/m，锚杆配点柱支护280元/m，点柱可回收使用，每米可节约近100元。考虑运输、加工、回收、损失率等因素，综合单价每米节约还要更多；同时点柱的使用也可以解决工字钢短期内积压的问题，盘活资金，窄煤柱的确定，同以前相比更增加了煤炭资源的回收，能创造更多的经济效益。
（3）降低劳动强度，提高断面利用率。锚杆支护质量轻，易操作，运输量小，尤其在回采工作面的安装和两巷管理，操作简单，降低工人的劳动强度。另外，锚杆支护巷道断面的利用率比架棚支护断面的利用率高。
4.5.2 回采巷道
回采巷道由于设备集中，其支护形式的选择关系到巷道的支护效果，影响到工作面的正常生产。
新庄煤矿11031 工作面为综采工作面(见图4.2) ,煤厚2.5～3.2m ,平均厚218m。11031 机巷埋深225～246m ,煤层倾角615°,巷道基本沿走向掘进,局部存在伪顶,伪顶厚度0.3～0.8m ,较易破碎和脱落,直接顶为砂质泥岩或泥质砂岩,厚度约310m 左右,层理发育,老顶为细砂岩或粉细砂岩,底板岩性为砂质泥岩,顶板强度38MPa ,煤层强度19MPa ,底板岩层强度45MPa 。该巷道北部20m 有11051 工作而已经开采,因此受11051 采面采动影响,11031 机巷沿煤层掘进, 与11051 风巷平行, 平均高度219m , 宽度316m。该巷道总长650m ,试验巷道选在该巷道的东170m区段内,分A、D 两段不同支护方式进行观测试验。每段长50m ,中间间隔20m ,其中A 段为水泥药卷端头锚固加钢筋梯支护,B 段为工字钢棚支护,如图4.3、图4.4 所示。

图4.4 11031工作面平面示意图

图4.3 A段锚梁支护示意图

图4.4 B段架棚支护示意图
（1）A 段锚梁支护结构形式及参数
顶板支护:采用钢筋梯加两个水泥药卷端头锚固组合支护。钢筋梯采用直径14mm 的钢筋加工而成,长3400mm ,宽70mm ,如图.4.5 所示。

图4.5 钢筋梯示意图
锚杆形式与规格: 顶板锚杆采用16mm ×1600mm ,倾斜锚杆采用16mm ×2000mm。帮锚杆采用16mm ×1600mm。
锚固方式:顶板采用两个直径38mm 长300mm的水泥药卷,分次安装,端头锚固,巷帮锚杆安装一个药卷。
托盘规格:采用铸铁托盘(直径×厚度)Φ120mm×15mm。
锚杆布置形式:顶板间距700mm ,排距700mm ,每排5 根。每帮各安装上、下两排直径16mm ×1600mm 锚杆,三花布置加100mm ×800mm ×40mm(宽×长×厚) 木托板,如图4.5 所示:

（1） （2）
图4.5 锚杆布置方式
（1）顶板布置方式；（2）帮锚杆布置方式
（2）B 区段架工字钢棚支护采用11 号矿用工字钢,梯形棚,背小板支护,密度015 ,棚距70mm ,如图4.4所示。
（3）矿压观测结果及分析
观测数据见表4.2。
表4.2 　 11031 机巷表面位移观测结果
实验段
项目
掘进阶段
稳定阶段
回采阶段
合计
顶底板
两帮
顶底板
两帮
顶底板
两帮
顶底板
两帮
A 区 段
相对移近量/mm
100
85
120
145
151
193
371
423
相对移近速度/(mm/d)
10
8.5

7.6
9.7

相对移近率/%
3.6
2.4
4.3
4.0
5.4
5.4
13.3
11.8
B 区 段
相对移近量/mm
221
202
67
77
316
503
604
782
相对移近速度/(mm/d)
14.7
13.5

15.8
25.2

相对移近率/%
7.4
5.6
2.2
2.1
10.5
14.0
20.1
21.7
由上述数据可知:锚杆支护巷道顶、底板相对移近量比工字钢支护巷道B 段少,顶、底板移近量是工字钢支护的68.2 % ,由此说明锚杆支护形式在控制顶板变形和破坏方面优于工字钢棚支护。锚杆支护是一种主动支护形式,锚杆和钢筋梯的组合支护增强了顶、底板板岩性的稳定性和完整性,不像架棚支护那样容易造成顶板岩层破坏,钢筋梯在组合锚杆支护中也起着重要作用,它不仅可以改善顶板锚杆受力分布,使之受力平衡而且能提高矩形巷道层状顶板锚杆组合岩梁承受弯曲拉力的能力,维护和保持顶板的完整性。
（4）技术经济效益分析
锚杆支护在回采巷道中的应用在新庄矿取得了初步成功,通过该次实验,更进一步说明锚杆支护能够有效地支护顶板岩层,控制围岩变形或破坏,变被动支护为主动支护,从巷道围岩变形和支护状态看,其支护效果明显优于工字钢支护,与工字钢支护相比,明显地改变了安全生产环境,为运输、通风和行人创造了良好的条件,减少了支护材料运输环节、运输量及消耗量,大大减轻了工人繁重的体力劳动。
与工字钢支护相比,回采巷道采用锚杆支护不仅有明显的技术效果,而且有显著的经济效益。通过对试验巷道的A、B 两段作统计表明:锚杆支护和工字钢支护初次成巷费用分别为211元/m 和1056元/m ,锚杆支护比工字钢支护降低了80 %。考虑到工字钢支架可回收复用,按复用率为10 %递减计算,工字钢复用两次、复用三次的成巷费用为516元/m ,锚杆支护每米巷道仍比工字钢支护节约305.9元,降低59.1 %。
5 锚杆支护