华晟荣煤矿沿空掘巷及锚杆支护设计.docx

华晟荣煤矿沿空掘巷及锚杆支护设计

中国矿业大学
华晟荣煤矿
2010年1月

目 录
1 沿空掘巷概述 1
2 试验巷道生产地质条件 2
2.1 3104轨道巷布置 2
2.2 试验巷道地质柱状 2
3 试验巷道围岩力学性能测试 5
3.1 单轴抗压强度 5
3.1.1 顶板单轴抗压强度 7
3.1.2 煤单轴抗压强度 7
3.1.3 底板单轴抗压强度 7
3.2 抗拉强度 8
3.2.1 顶板抗拉强度 9
3.2.2 煤抗拉强度 9
3.2.3 底板抗拉强度 10
4 窄煤柱合理宽度 11
4.1 UDEC简介 11
4.2 数值模拟模型的建立 12
4.2.1 数值模拟模型 12
4.2.2 数值模拟方案 14
4.2.3 数值模拟的步骤 14
4.3 窄煤柱掘巷期间煤柱应力分布 14
4.4 窄煤柱变形机理 16
4.5 煤柱宽度对巷道变形的影响 18
4.6 窄煤柱宽度的合理确定 20
4.6.1 确定窄煤柱合理宽度的原则 20
4.6.2 合理的窄煤柱宽度 21
5 3104轨道巷沿空掘巷段锚杆支护设计 22
5.1 锚杆支护发展现状 22
5.2 锚杆支护理论 22
5.3 3104轨道巷沿空掘巷段锚杆支护参数设计 24
5.3.1 数值模拟内容 24
5.3.2 3104轨道巷沿空掘巷段锚杆支护参数合理确定 25
5.4 锚杆支护材料消耗 32
5.5 施工要求及材料要求 33
5.5.1 施工要求 33
5.5.2 施工工艺与支护材料要求 33
6 3104轨道顺槽矿压观测方案 34
6.1 观测内容 34
6.2 测站设置 34
6.3 矿压设备 36
6.4 观测要求 36

1 沿空掘巷概述
国内外一些学者认为留窄煤柱沿空掘巷围岩变形比完全沿空掘巷大得多，留窄煤柱沿空掘巷不仅在掘巷期间围岩变形强烈，而且在巷道掘出后仍保持较大的速度持续变形，无论在掘进期间或工作面采动影响期间巷道围岩变形量要比完全沿空掘巷大1倍以上；巷道变形主要来自窄煤柱；窄煤柱不仅对巷道顶板不能起支撑作用，相反，使巷道的实际跨度和悬顶距离增加，对巷道维护极为不利；由于窄煤柱大多已经压裂，甚至坍塌，造成采空区有害气体渗漏。上述结论是在浅部开采、架棚支护、薄及中厚煤层巷道基础上研究总结的。随着开采深度增加、综合机械化采煤方法的广泛应用和高强度锚杆支护技术的应用，仍采用原有的结论来认识窄煤柱的稳定性显然是不够的。事实上，留窄煤柱的沿空掘巷已经在我国的潞安、兖州等许多矿区得到成功应用，在受到工作面采动影响之前围岩并未发生塑性流变，大部分巷道是稳定的。国内也有部分巷道变形量较大，在掘巷期间需要返修，但在工作面采动影响期间巷道变形量较大。
窄煤柱是沿空掘巷围岩的一个重要组成部分，其稳定性直接影响巷道整体稳定性，因此，开展沿空掘巷的窄煤柱稳定性研究具有重要的意义。
由于上区段工作面回采，在采空区边缘形成侧向支撑压力，采空区边缘煤体形成破碎区和塑性区，承载能力降低，但由于沿空掘巷在基本顶弧形三角块结构的保护下，处于应力降低区，因此，巷道掘进对窄煤柱不会产生大的影响。工作面受采动影响后，超前采动支承压力和侧向支承压力叠加，弧形三角块结构发生旋转下沉，采空区冒落矸石及巷道实体煤帮压缩下沉，巷道围岩活动剧烈、变形量大，尤其在弧形三角块结构给定变形作用下，窄煤柱两侧的破碎区向煤柱中央发展而急剧变形。
2 试验巷道生产地质条件
2.1 3104轨道巷布置
3104轨道巷位于三一采区回风巷北，西面紧邻3102回采工作面，东面为3104胶带巷，该工作面呈南北布置。巷道总长1482m，开口位置在3102风巷，三一采区胶带巷向里366m位置处。根据3102放水巷初步勘查，在900m位置处约有直径70m的陷落柱。为了优化采区巷道布置，提高采出率，3104轨道巷推进至该陷落柱处，采用沿空掘巷进行工业性试验。巷道布置如图2.1所示。

图2.1 3104轨道巷布置平面图
2.2 试验巷道地质柱状
根据华晟荣煤矿提供资料，选择3104轨道巷距离较近的30-1钻孔作为设计主要依据，同时参考综合地质柱状图。30-1钻孔柱状图见表2-1。
表2-1 30-1钻孔柱状
岩石
名称
深 度
厚 度
岩性描述
中粗粒砂岩
370.08
3.10
灰白—灰色，矿物成份以石英为主，含大量白云母碎片，分选性差，次棱角状，具斜层理。
砂质
泥岩
374.68
4.60
深灰色，块状，较致密，性脆，断口平坦，水平层理，富含植物化石碎片。
泥岩
377.58
2.90
灰色，块状，致密，性脆，断口平坦，水平层理，含大量植物化石碎片。
细粒
砂岩
382.19
4.61
灰色，厚层状，矿物成份以石英为主，长石次之，具缓状层理。
砂质
泥岩
383.96
1.77
深灰色，厚层状，含水云母及白云母及白云母碎片，水平层理，具裂隙，含植物化石。
细粒
砂岩
384.46
0.50
灰色，厚层状，成份以石英为主，长石次之，含白云母碎片。
泥岩
386.46
2.00
灰黑色，块状，致密，夹少量炭质泥岩。
煤
392.48
6.02
黑色，块状为主，汪量粉末状，光亮型煤，镜煤和亮煤为主，玻璃光泽，内生裂隙发育，无夹矸。
砂质
泥岩
393.53
1.05
深灰色，薄层状，含白云母碎片及水云母，少量岩屑，水平层理。
细粒
砂岩
397.50
3.97
灰色，厚层状，矿物成份以石英为主，含少量白云母碎片，具缓波状去理，具裂隙。
泥岩
399.40
1.90
黑色，厚层状，致密，断口平坦。
砂质
泥岩
402.15
2.75
深灰—尘黑灰色，厚层状，含水去母及少量白云母碎片，比重大，坚硬，含量少量黄铁矿颗粒。
石灰岩
402.60
0.45
灰色，厚层状，隐晶质，裂隙较发育，具方解石，富含动物化石。
炭质
泥岩
404.05
1.45
深黑色，厚层状，致密，平坦状断口。
砂质
泥岩
405.30
1.25
灰色，厚层状，含水云母及少量白云母碎片，比重大，产少量植物碎片化石。
石灰岩
408.50
3.20
深灰色，厚层状，致密，隐晶质富含次生的星散状黄铁矿，具裂隙，方解石脉充填，富含动物化石。
泥岩
408.95
0.45
深灰色，中厚层状，含大量的星散状黄铁矿，具水平层理，有滑面。
炭质
泥岩
409.35
0.40
黑色，厚层状，致密，性脆，平坦状断口。
砂质
泥岩
412.55
3.20
深灰色，块状，较致密，性脆，断口平坦，局部含铁质，见有星散状黄铁矿颗粒，产少量植物碎片化石。
3 试验巷道围岩力学性能测试
3104工作面轨道顺槽后半段采用沿空掘巷，项目实施过程中首先应测试顶底板及煤的强度，为沿空掘巷参数设计提供基础。
最常用的强度指标为单轴抗压强度和抗拉强度。
3.1 单轴抗压强度
所谓岩石的单轴抗压强度是指岩石试件在无侧限条件下，受轴向力作用破坏时单位面积上所承受的载荷。即
(3-1)
式中：—单轴抗压强度，有时也称作无侧限强度，单位MPa。
—在无侧限条件下，轴向的破坏载荷，单位kN。
—试件的直径，单位mm。
按中华人民共和国岩石试验方法标准的要求，单轴抗压强度的试验方法是在带有上、下块承压板的试验机内，按一定的加载速度单向加压直至试件破坏。此外对试件的加工也有一定的要求。即试件的直径或边长为4.8~5.2cm，高度为直径的2.0~2.5倍，试件两端面的不平整度不大于0.05mm，在试件的高度上直径或边长的误差不大于0.3mm，两端面应垂直于试件轴线，最大偏差不大于0.25°，由于试件尺寸，加工精度统一，使试验结果具有较好的可比性。
试件的破坏过程如图3.1～图3.3所示，图3.1为完整试块夹在试验机上下承压的情景，图3.2为裂隙继续发育并逐渐贯通整个中轴面，图3.3为试件沿中轴面破坏劈裂，丧失承载能力。

图3.1 夹在试验机上下承压板之间的完整试件

图3.2 试件裂隙贯通

图3.3 试件丧失承载能力
3.1.1 顶板单轴抗压强度
直接顶顶板为砂质泥岩。试验结果见表3-1，直接顶单轴抗压强度最大为18.30MPa，最小为11.79MPa，平均为15.90MPa。判断直接顶岩石压破坏时，以最小的单轴抗压强度11.79MPa为准。
表3-1 顶板单轴抗压测试结果
序号
直径/mm
高度/mm
极限压力/kN
抗压强度
/MPa
平均强度/MPa
1
49.0
98.5
22.223
11.79
15.90
2
49.0
97.8
34.497
18.30
3
49.5
98.0
33.867
17.61
3.1.2 煤单轴抗压强度
试验结果见表3-2，煤单轴抗压强度最大为6.46MPa，最小为5.47MPa，平均为6.02MPa。判断煤岩压破坏时，以最小的单轴抗压强度5.47MPa为准。
表3-2 煤单轴抗压测试结果
序号
直径/mm
高度/mm
极限压力/kN
抗压强度
/MPa
平均强度/MPa
1
49.8
97.9
12.583
6.46
6.02
2
49.6
90.9
11.842
6.13
3
49.3
98.1
10.435
5.47
3.1.3 底板单轴抗压强度
底板为细粒砂岩。试验结果见表3-3，直接底单轴抗压强度最大为29.38MPa，最小为19.90MPa，平均为25.55MPa。判断直接底压破坏时，以最小的单轴抗压强度19.90MPa为准。
表33 底板单轴抗压测试结果
序号
直径/mm
高度/mm
极限压力/kN
抗压强度
/MPa
平均强度/MPa
1
48.9
98.1
51.359
27.36
25.55
2
49
97
37.506
19.90
3
49.6
97.5
56.748
29.38
3.2 抗拉强度
抗压强度一般比抗拉强度大很多，因此直接顶巷道一般发生拉破坏而导致巷道失稳。抗拉强度采用劈裂法试验，用一个实心圆柱形试件，使它承受径向压缩线荷载至破坏，求出岩石的抗拉强度，按我国岩石力学试验方法标准规定：试件的直径为5cm、其高度为直径的一半。根据布辛奈斯克半无线体上作用着集中力的解析解，求得试件破坏时作用在试件中心的最大拉应力为：
(3-2)
式中：—试件中心的最大拉应力，即为抗拉强度，单位MPa。
P—试件破坏时的极限压力，单位kN。
D—试件的直径，单位mm。
t—试件的高度，单位mm。
试件的破坏过程如图3.4、图3.5所示，图3.4为劈裂试验前完整的试块，图3.5为劈裂试验后5个试块的破坏情况。

图3.4 劈裂试验前完整的试件

图3.5 劈裂试验后的破坏情况
3.2.1 顶板抗拉强度
试验结果见表3-4，顶板抗拉强度最大为1.88MPa，最小为1.57MPa，平均为1.72MPa。判断顶板拉破坏时，以最小的抗拉强度1.57MPa为准。
表3-4 顶板抗拉测试结果
序号
直径/mm
高度/mm
极限压力/kN
抗压强度
/MPa
平均强度/MPa
1
49.47
50.13
6.63
1.70
1.72
2
49.34
49.8
7.24
1.88
3
49.59
48.62
5.96
1.57
3.2.2 煤抗拉强度
试验结果见表3-5，煤抗拉强度最大为0.46MPa，最小为0.33MPa，平均为0.38MPa。判断煤拉破坏时，以最小的抗拉强度0.33MPa为准。

表3-5 煤抗拉压测试结果
序号
直径/mm
高度/mm
极限压力/kN
抗压强度
/MPa
平均强度/MPa
1
49.58
49.69
1.455
0.38
0.38
2
49.58
49.55
1.446
0.37
3
49.41
49.87
1.786
0.46
4
49.57
33.85
0.858
0.33
3.2.3 底板抗拉强度
试验结果见表3-6，底板抗拉强度最大为1.48MPa，最小为1.30MPa，平均为1.39MPa。判断底板拉破坏时，以最小的抗拉强度1.30MPa为准。
表3-6 底板抗拉压测试结果
序号
直径/mm
高度/mm
极限压力/kN
抗压强度
/MPa
平均强度/MPa
1
49.36
49.33
5.36
1.40
1.39
2
49.19
49.25
4.95
1.30
3
49.32
49.52
5.67
1.48

4 窄煤柱合理宽度
在工作面采动支承压力作用下，窄煤柱裂隙发育、破碎，根据其赋存状态，采用针对非连续介质模型的离散元数值计算程序UDEC3.10进行数值模拟计算，分析窄煤柱的稳定性并确定留设煤柱的大小。3102工作面回采后，已经处于稳定期，3104轨道巷掘进避开了3102工作面超前支撑压力影响，只受到采空区侧向支撑压力影响。
4.1 UDEC简介
UDEC (Universal Distinct Element Code)是一种基于非连续体模拟的离散单元法二维数值计算程序。它主要模拟静载或动载条件下非连续介质(如节理块体)的力学行为特征，非连续介质是通过离散块体的组合来反映的，节理被当作块体间的边界条件来处理，允许块体沿节理面运动及回转。单个块体可以表现为刚体也可以表现为可变形体。UDEC3.10提供了适合岩土的7种材料本构模型和5种节理本构模型，能够较好地适应不同岩性和不同开挖状态条件下的岩层运动的需要，是目前模拟岩层破断后移动过程较为理想的数值模拟软件。UDEC离散单元法数值计算工具主要应用于地下岩体采动过程中岩体节理、断层、沉积面等对岩体逐步破坏的影响评价。
离散元法的基本原理和特点离散元法以受节理裂隙切割或分立的块体为出发点，将研究区域划分为单元。单元因受节理等不连续面控制，在运动过程中，单元节点之间可以分离， 即一个单元与相邻节点可以分开。单元之间的相互作用力可以根据力和位移的关系求出，而个别单元的运动则完全按该单元所受的不平衡力和不平衡力矩的大小，按牛顿运动定律求出。
UDEC是针对非连续介质模型的二维离散元数值计算程序，它应用于计算机计算，主要包括两方面的内容：一是离散的岩块允许大变形，允许沿节理面滑动、转动和脱离冒落；一是在计算的过程中能够自动识别新的接触。
二维的UDEC既可以用于解决平面应变问题，也可以用于解决平面应力问题；UDEC既可以解决静态问题，也可以解决动态问题。UDEC可以定量地分析任何一点的应力、应变、位移状态，并可以对其进行全程监测，所有的工作均可以以直观化的图像和数据表述。分析问题简洁直观明了。
UDEC同其他的离散元方法相比有更多的适用性和优点，Cundall和Hart在概括了几种不同的离散元方法和极限平衡方法的特性，显示出UDEC不同凡响的超众之处。UDEC是应用基于拉格朗日的显示差分法求解运动方程和动力方程；在离散元计算中仍然满足动量守恒定律。
UDEC中有多种材料模型，如库仑一摩尔模型、零模型(模拟开挖)和节理模型，适用于不同的岩土介质。同时UDEC可以很好地用“struct”模拟各种不同的支护系统，如喷射混凝土、锚杆、锚拉支架、锚杆的端锚和全锚以及锚杆和拉杆的预紧力等，这是其他软件所做不到的。国内外实用经验证明，UDEC于工程实际问题的解决，于研究设计工作都很有裨益，是被证实为一种很好的数值计算软件，是解决岩土工程问题的理想工具。
4.2 数值模拟模型的建立
4.2.1 数值模拟模型
根据华晟荣煤矿3104工作面生产地质条件，模拟工作面沿空掘巷窄煤柱的留设及其稳定性。3104轨道巷掘进主要受到3102工作面采空区侧向支撑压力影响。模拟煤层厚度6.0 m，将巷道及窄煤柱、实体煤一侧30.0m范围内的煤体划分为0.6m×0.4m（宽×高）的块体；巷道顶煤划分为1.5m×0.9m（宽×高）的块体。巷道直接顶厚度为2.0m，块体大小划分为3m×2.5m（宽×高）、1.5m×1m（宽×高）、3m×2.5m（宽×高）的块体，模拟基本顶厚度为8.0 m，块体大小划分为6 m×4 m（宽×高）。整个模型尺寸（宽×高）150m×63.9m，上边界载荷按采深390m计算，模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定，原始数值计算模型如图4.1所示。

图4.1 数值模拟模型
窄煤柱数值模拟采用的巷道宽×高为4.0 m×3.1 m，基本支护参数见图4.2。
锚杆：顶帮锚杆均采用φ20×2400mm的左旋螺纹钢锚杆，锚杆按杆单元考虑，树脂药卷加长锚固；顶锚杆和帮锚杆排距均为1000 mm。
锚索：顶帮采用两根φ17.8mmL7300mm锚索，锚索间距2000 mm，排距2400 m，两根锚索离巷道中线位置距离均为1000 mm，布置在两排锚杆的中间。

图4.2 窄煤柱数值模拟锚杆布置图
4.2.2 数值模拟方案
影响窄煤柱稳定性的因素有煤层力学参数、煤柱宽度、锚杆支护强度等，考虑基本顶弧形三角块结构形成后掘巷，窄煤柱在弧形三角块结构给定变形作用下发生变形和破坏。结合华晟荣煤矿生产地质条件，在给定支护条件和围岩力学参数条件下，只考虑煤柱宽度，设计计算7个方案。分别为留设3、4、5、6、8、10、15m煤柱。见表4.1.
表4.1 煤柱宽度方案
方案
方案一
方案二
方案三
方案四
方案五
方案六
方案七
煤柱宽度/m
3
4
5
6
8
10
15
4.2.3 数值模拟的步骤
数值模拟过程主要分为3步，包括：
第一步，原岩应力平衡计算；
第二步，工作面回采计算；
第三步，沿空掘巷掘进及锚杆支护计算；
4.3 窄煤柱掘巷期间煤柱应力分布
取煤柱高度一半的中部层位研究煤柱内应力场分布情况。掘进期间沿煤柱宽度方向的垂直应力分布见图4.3。

图4.3 沿煤柱宽度方向垂直应力分布
由图4.3可见，掘进阶段工作面沿空掘巷窄煤柱应力分布有如下特征：
(1) 煤柱宽度对应力分布影响较大。煤柱较小时其应力比较小且比较均匀，煤柱由3m增大到15m时，煤柱内垂直应力峰值基本呈增大趋势，3m时垂直应力峰值为18.5 Mpa，4m时垂直应力峰值为16.7MPa，5m时垂直应力峰值为17.2 Mpa，但窄煤柱宽度大于6m后垂直应力峰值明显加大，6m时垂直应力峰值为20.8 Mpa，8m时垂直应力峰值为27.2 Mpa，10m时垂直应力峰值为29.2 Mpa，15m时则达到了31.1MPa，煤柱内垂直应力峰值的增大不利于煤柱的稳定，由此可知，煤柱超过5m后，随着煤柱宽度的增加，煤柱的稳定性逐步降低，4m～5m煤柱内垂直应力峰值最小，对煤柱的稳定最有利。
(2) 煤柱宽度由3m增大到15m时，窄煤柱内垂直应力分布由近似三角形逐渐向梯形过渡。煤柱宽度为3m～5m时，垂直应力分布近似三角形，煤柱应力峰值区（以应力峰值的0.8倍计算）较小，因此发生塑性破坏的煤柱区域也比较小，但煤柱宽度为6m～15m，垂直应力分布近似梯形，煤柱应力峰值区比较大，煤柱的稳定性明显减弱。
(3) 煤柱宽度对煤柱浅部应力的影响：煤柱3m时，浅部应力较大，煤柱4m～6m时，浅部应力较小。煤柱超过6m后，随着煤柱宽度的增大，浅部应力又相应的增大。
4.4 窄煤柱变形机理
同分析应力场分布情况一样，仍取煤柱高度一半的中部层位研究煤柱内位移场分布特征。
掘巷期间煤柱内水平位移分布曲线见图4.4，图中负值表示向采空区内侧的位移，正值表示向巷道内的位移，煤柱表面向巷道内的位移与其宽度的关系见图4.5。

图4.4 掘巷期间煤柱内水平位移分布曲线

图4.5 掘巷期间煤柱表面位移特征
由图4.4～图4.5可见，掘巷期间沿空掘巷煤柱位移具有以下特征：
(1) 煤柱内巷道内的位移随煤柱宽度增大而增大，达到一定宽度后再由大变小，然后趋于稳定。
(2) 煤柱表面向巷道内的位移特征，当煤柱留3m时，煤柱整体向采空区移动，4m～5m煤柱向巷道内位移量150 mm左右，6m～9m煤柱向巷道内位移量急剧增大，达到400 mm， 10m～15m时煤柱向巷道内的位移量变化不明显，但显著大于4m～5m煤柱向巷道内的位移量。
(3) 当煤柱留3m时，煤柱中部位移急剧变化，没有稳定部分，4m～5m煤柱时，中部位移稳定并较小，当煤柱大于5m后，虽然中部也存在稳定部分，但向巷道内的位移量明显大于4m～5m煤柱时的位移量。
4.5 煤柱宽度对巷道变形的影响
从煤柱的应力场、位移场分布特征来看，煤柱宽度影响巷道围岩应力状态、围岩位移场分布，煤柱对巷道围岩变形的作用随煤柱宽度的变化而变化。巷道围岩变形与煤柱宽度的关系见表4.2和图4.6。
表4.2 煤柱宽度与巷道围岩变形关系
煤柱宽度/m
移近量/mm
3m
4m
5m
6m
8m
10m
15m
顶板下沉量/mm
532
463
410
420
363
330
320
底鼓量/mm
125
116
121
213
163
127.6
115.6
左帮移近量/mm
108
136
224
364
440
394
364
右帮移近量/mm
300
301
269
276
285
301
291

(a) 顶板下沉

(b) 底鼓量

(c) 两帮位移量
图4.6 围岩变形与煤柱宽度的关系
由表4.2和图4.6可见，煤柱宽度对围岩变形的影响为：
(1) 顶板下沉：巷道顶板下沉量随煤柱宽度增大而减小，煤柱3m～4m时，顶板下沉量较大，煤柱4m～6m时，顶板下沉量变化不大，大于8m时顶板下沉量变化不明显，但小于煤柱4m～6m时的顶板下沉量。
(2) 底鼓：煤柱3m～5m时底鼓量增加不明显，大于5m时增大，当煤柱增加到6m时，底鼓量达到最大，随后底鼓量随着煤柱宽度的增加逐渐减小，10m以后逐渐趋于稳定。
(3) 两帮移近量：窄煤柱帮水平位移随煤柱宽度增大而增大，煤柱3m～5m时位移量较小，煤柱8m时位移量最大，然后逐渐减小。实体煤帮位移随煤柱宽度增大而减小，煤柱5m时最小，随后随煤柱增大位移量增大，但变化不太明显。
综上所述，沿空掘巷煤柱宽度与巷道变形规律的关系为：煤柱在4m～5m时巷道的表面位移都较小；煤柱宽度为3m时虽然两帮变形及底鼓量较小，但顶板下沉量却较大；煤柱宽度大于5m后巷道的变形量都较大。
4.6 窄煤柱宽度的合理确定
4.6.1 确定窄煤柱合理宽度的原则
窄煤柱是沿空掘巷围岩结构的一个重要组成部分，其稳定性决定沿空掘巷的稳定性，采用锚杆支护时窄煤柱宽度应满足以下几个原则：
(1)巷道处于应力降低区。采空区侧向支承压力分为应力降低区、应力升高区和原岩应力区 ，当巷道位于应力降低区时，窄煤柱及巷道的稳定性均较好，所以应将巷道布置在应力降低区。如图4.7所示。
由图4.7可见，3102工作面回采后，沿工作面倾向距3102工作面9m时，垂直应力达到最大，峰值为34.05MPa，应力集中系数达到2.9左右。随着距3102工作面距离的增大，垂直应力逐渐降低并逐渐趋于稳定，侧向距离达到25m时，垂直应力又恢复到原岩应力。另外，从图中还可以看出，距3102工作面6～15m这段范围内，垂直应力基本都在18MPa以上，而且应力变化幅度也很明显，又有前面的计算可知，留设6m～15m煤柱时，巷道无论水平还是垂直位移都很大，所以将距3102工作面的6m～15m范围作为侧向支承压力的峰值影响区。
根据前面所讲的煤柱留设原则，留设煤柱时，应使巷道布置在应力降低区内，避开垂直应力峰值的影响范围。所以，3102工作面运输平巷距3102工作面煤柱的宽度应当小于6m或者大于15m，同时为了减小煤柱损失，提高采出率，留设煤柱宽度应小于6m。

图4.7 垂直应力分布示意图
(2) 窄煤柱内部有稳定的区域。上区段工作面侧向支承压力作用和巷道掘进影响，窄煤柱两侧出现破碎区不可避免，如果煤柱均为破碎区，其承载能力和稳定性较小，而且锚杆在破碎煤体中的锚固力小，锚杆支护作用降低，巷道维护困难，因此，应将锚杆锚固在上区段工作面回采产生的破碎区外的稳定煤体中。留设3m煤柱时，煤柱破碎，巷道移近量较大，且垂直应力峰值大于4m～5m煤柱时的垂直应力峰值。
4.6.2 合理的窄煤柱宽度
综合采用数值模拟及理论计算确定窄煤柱合理宽度为4m～5m，考虑掘进超挖及上工作面回采后的片帮等，确定窄煤柱宽度为5m。
轨道巷沿空掘巷段锚杆支护设计锚杆支护发展现状锚杆支护理论轨道巷沿空掘巷段锚杆支护参数设计采用动态系统设计方法设计锚杆支护参数。动态系统设计方法包括4个基本部分：①地质力学评估，主要包括巷道围岩应力状态和岩体力学评估；②初始设计，以数值模拟分析锚杆支护参数变化对巷道围岩稳定性的影响，确定经济、合理的锚杆支护参数，并辅以工程类比法和理论计算法；③按初始设计确定的方案进行施工；④现场监测，并根据监测结果修改、完善初始设计。
4.6.3 数值模拟内容
根据3104工作面的实际生产地质条件，分析3102工作面侧向支承应力对3104轨道巷沿空掘巷段的影响，建立沿煤层倾向的物理模型，见图5.1，模型上边界q为上边界以上的上覆岩层对计算模型施加的重力，此处可以视为均布载荷。模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定。同时通过图4.1数值模拟模型确定沿空掘巷段巷道的锚杆直径、锚杆长度、锚杆间排距等合理的支护参数，首先在锚杆间、排距不变的情况下，分析不同锚杆长度对沿空掘巷段平巷表面位移的影响。其次在锚杆、锚固长度和锚杆间距不变的情况下，分析不同锚杆排距对沿空掘巷段平巷表面位移的影响，最后在锚杆、锚固长度和锚杆排距不变的情况下，分析不同锚杆间距对沿空掘巷段平巷表面位移的影响。根据模拟结果确定以下支护参数：
(1) 研究确定顶锚杆和帮锚杆长度。
(2) 研究确定合理的锚杆间排距。
(3) 确定3104轨道巷沿空掘巷段的支护参数。

图5.1 沿煤层倾向的物理模型
3104轨道巷沿空掘巷段3104轨道巷沿空掘巷段锚杆间排距取值见表5.1所示；锚杆长度取值范围：2000mm、2200mm、2400mm、2600mm，锚索长度取7.3m，直径17.8mm。具体比较方案见表5.1。
表5.1 锚杆参数比较方案表
序号
参数
取值范围
1
锚杆长度/m
顶板锚杆
2.0、2.2、2.4、2.6
帮锚杆
2.0、2.2、2.4、2.6
2
锚杆排距/m
0.7、0.8、0.9
3
顶锚杆布置（左顶右锚杆根数）
464、454、444、434
4
帮锚杆布置（左顶右锚杆根数）
555、554、454、453、353
5
锚索根数
2
φ20mm的无纵筋左旋螺纹钢高强度锚杆的主要力学性能指标见表5.2。
表5.2 φ20mm的无纵筋左旋螺纹钢高强度锚杆的主要力学性能
螺纹钢直径/mm
螺纹规格
屈服载荷/KN
破断载荷/KN
延伸率%
20mm
M22
115
180
20.3
4.6.4 轨道巷沿空掘巷段锚杆支护参数合理确定
本小节主要分析锚杆直径、锚杆长度、锚杆排距及锚杆间距的合理确定。
(1) 锚杆直径的确定
为有效地控制巷道围岩的变形和离层，锚杆必须给围岩可靠的支护阻力。当锚杆材质一定时，支护阻力的大小与杆体半径的平方成正比，也就是说，直径越大，支护阻力和锚杆支护系统刚度越大，对支护越有利。另一方面需考虑锚杆直径与钻孔孔径的合理匹配，锚孔与锚杆直径相差6~12mm，锚固力较大。考虑经济因素，钻孔小，成本相应低。考虑施工机具因素，确定顶板锚杆直径、两帮锚杆直径均为20mm，能够满足高锚固力、材料节约、施工方便的要求。
(2) 锚杆长度的确定
① 顶锚杆：在分析顶锚杆长度时，固定帮锚杆直径20mm、长度为2400mm，顶锚杆直径为20 mm，锚杆支护间排距为800×800mm，也就是呈454布置，通过改变顶板锚杆长度，研究分析顶锚杆长度对巷道围岩稳定性的影响，确定顶板锚杆长度合理的值。顶板锚杆长度与巷道围岩变形的关系见图5.2。

图5.2 顶锚杆长度与巷道变形关系
由图5.2可见，巷道表面变形规律如下：随着顶锚杆长度的加长，围岩变形量逐渐减小，当顶锚杆的长度从2.0 m增加到2.4 m，顶板下沉量减小了59 mm，窄煤柱帮移近量减小58mm，实体煤帮移近量减小65mm，再增加锚杆长度到2.6 m，巷道围岩变形很小。因此，考虑控制巷道围岩变形本设计确定顶板锚杆长度为2.4 m。
② 帮锚杆：在分析帮锚杆长度时，固定顶锚杆直径20mm、长度为2400mm，帮锚杆直径为20 mm，锚杆支护间排距为800×800mm，也就是呈454布置，通过改变帮板锚杆长度，研究分析帮锚杆长度对巷道围岩稳定性的影响，确定顶板锚杆长度合理的值。

图5.3 帮锚杆长度与巷道变形关系
由图5.3可见，巷道表面变形规律如下：随着帮锚杆长度的加长，围岩变形量逐渐减小，当顶锚杆的长度从2.0 m增加到2.4 m，顶板下沉量减小了39 mm，窄煤柱帮移近量减小70 mm，实体煤帮移近量减小62 mm，再增加锚杆长度到2.6 m，巷道围岩变形很小。因此，考虑控制巷道围岩变形本设计确定帮锚杆长度为2.4 m。
(2) 锚杆排距的确定
由于锚杆整体布置强度比较大，因此顶锚杆和帮锚杆的排距均选择相同，在两帮均布置4根锚杆、顶板布置5根锚杆以及锚杆长度和直径确定的情况下，分析不同锚杆排距对巷道变形的影响，锚杆排距与巷道围岩变形的关系如图5.4所示。由图可见，随着锚杆排距增大，围岩变形量增大，当锚杆排距从1000 mm减小到800 mm，顶板下沉量减小167 mm，窄煤柱帮移近量减小150 mm，实体煤帮移近量减小到120 mm，有效地减小了围岩变形，但当锚杆的排距减小到700mm，围岩变形基本不变。因此本设计中锚杆排距确定为800mm。

图5.4 锚杆排距与巷道变形关系
(3) 顶锚杆间距的确定
锚杆间距确定为800mm后，通过改变顶锚杆根数来分析不同顶锚杆间距对沿空掘巷段平巷表面位移的影响。两帮锚杆均匀布置且固定，如454表示窄煤柱帮、顶板及实体煤帮分别布置4、5、4根锚杆，巷道围岩变形与顶锚杆间距的关系见表5.3，顶锚杆间距与巷道围岩变形关系如图5.5所示。
表5.3 巷道围岩变形与锚杆间距的关系
锚杆布置方式
顶板下沉量/mm
左帮移近量/mm
右帮移近量/mm
464
156
210
180
454
181
250
200
444
250
300
230
434
348
380
300

图5.5 顶锚杆间距与巷道变形关系
由表5.3和图5.5可见，通过减小顶锚杆间距，可显著减小巷道围岩变形量，当顶锚杆从3根增加到5根，顶板下沉量减小171 mm，窄煤柱帮移近量减小140mm，实体煤帮移近量减小100mm，再增加顶锚杆数量到6跟，巷道围岩变形量变化不大，因此确定顶锚杆为5根，间距为800 mm。
(4) 帮锚杆间距的确定
锚杆排距确定为800mm且顶锚杆间距确定为800 mm后，通过改变帮锚杆根数来分析不同帮锚杆间距对沿空掘巷段平巷表面位移的影响。因窄煤柱帮围岩位移比较大，因此两帮锚杆布置需要考虑非均匀布置，巷道围岩变形与帮锚杆间距的关系见表54，顶锚杆间距与巷道围岩变形关系如图5.6所示。
表5.4 巷道围岩变形与锚杆间距的关系
锚杆布置方式
顶板下沉量/mm
左帮移近量/mm
右帮移近量/mm
555
123
200
160
554
132
210
170
454
181
250
200
453
352
390
315
353
400
440
380

图5.6 帮锚杆布置与巷道变形关系
由表5.4和图5.6可见，通过减小帮锚杆间距，可显著减小巷道围岩变形量，当帮锚杆布置从353变为554，顶板下沉量减小229 mm，窄煤柱帮移近量减小200mm，实体煤帮移近量减小180mm，再减小帮锚杆间距到555，巷道围岩变形量变化不大，因此确定帮锚杆布置为554，窄煤柱5根锚杆，间距700 mm，实体煤帮4根锚杆，间距800 mm。
(5) 锚索支护
由于小孔径预应力锚索锚固深度大，将下部不稳定煤层或岩层锚固在上部稳定的岩层中，可靠性较大；可施加较大的预紧力，主动支护围岩，因而是锚杆支护技术中一种可靠有效的加强支护手段。在大断面、地质构造破坏地段、顶板软弱且较厚、高应等困难和复杂的锚杆支护巷道中，可使用小孔径预应力锚索进行加强支护，扩大锚杆支护使用范围，充分发挥锚杆支护经济、快速、安全可靠的优越性。
表5.5 锚索与巷道围岩变形关系
锚索
顶板下沉量/mm
底鼓量/mm
左帮移近量/mm
右帮移近量/mm
无锚索
250
160
360
246
一根锚索
210
138
320
228
两根锚索
171
120
240
200
通过数值模拟计算结果，在窄煤柱宽度5.0m，锚杆排距为800mm，顶板、实体煤帮及窄煤柱侧帮各布置5、4、5根直径φ20mm的高强度螺纹钢锚杆，每隔三排锚杆即2.4 m安装两套锚索比不安装锚索和安装一套锚索时，巷道变形量明显下降，考虑该巷道左侧为采空区，对巷道维护要求高，确定每隔2.4 m安装两套预紧力100～120KN的锚索，锚索间距2000mm，排距2400mm，安装锚索与巷道围岩变形关系见表5.5。
(6) 支护参数确定
锚杆材质
顶板和两帮锚杆选择材质为20MnSi的左旋螺纹钢高强度锚杆，其屈服强度和极限强度大，控制围岩变形效果好，杆体表面具有凹凸纹理，能够保证锚杆与锚固剂之间较大的粘结力。
锚杆直径
顶锚杆和帮锚杆直径均为20 mm。
锚杆长度
锚杆长度是锚杆支护参数中的关键参数之一，就巷道支护整体结构而言，锚杆长度太短，在巷道围岩内形成的加固厚度较小，不利于巷道顶板的稳定。依据地质条件以及巷道断面尺寸和数值模拟确定：皮带巷顶板锚杆长度为2400 mm，两帮锚杆长度为2400 mm。
锚杆间排距
锚杆支护间排距是锚杆支护的关键参数之一，对巷道支护整体结构而言，间排距过大，支护强度变小，甚至不能形成连续的承载结构，难以有效控制巷道围岩变形。根据地质条件和数值模拟确定顶锚杆和帮锚杆排距均为800mm，顶锚杆间距850mm，窄煤柱帮锚杆间距为700mm，实体煤帮锚杆间距为800 mm。
预紧力
锚杆预紧力对控制围岩变形有很重要的作用。根据我们研究，认为锚杆预紧力的合理最小值为20～30kN。当预紧力小于此范围时，围岩变形量有较大增加，而预紧力大于此值时，对控制巷道围岩变形的作用不明显。因此，确定锚杆预紧力大于20kN，锚杆螺母上紧扭矩大于200N·m。
锚固剂及