A080201 窄煤柱沿空掘巷围岩稳定原理与技术.docx

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1、窄煤柱沿空掘巷围岩稳定原理与技术李学华 姚强岭丁效雷【中国矿业大学业工程学院，江徐州22100*摘 要 针对沿空掘巷围岩的力学环境和维护特点，在分析了巷道上覆岩层大结构 和巷道围岩锚固小结构稳定性的基础上，提出了沿空掘巷围岩大、小结构稳定的原 理及沿空掘巷窄煤柱宽度的留设原则、影响因素和设计方法，为锚杆支护在沿空掘 巷中的应用提供了理论依据。现场的工业性试验表明，沿空掘巷的围岩稳定原理和 技术有效控制了巷道围岩变形，为矿井的安全生产创造了条件，取得了良好的技术 经济效益。关键词 沿空掘巷 围岩大、小结构 锚杆支护1问题提出提高煤炭开采的采出率是关系到矿井的开采寿命和技术发展方向的重大问题，在回

2、采巷 道中采用沿空掘巷显然是十分有利的。目前国内在沿空掘巷方面已做了大量的工作，但在阳 泉、灵武等多个矿区目前仍采用大煤柱护巷方式（约在20m左右）1，其目的一是为了巷道 本身的围岩稳定；二是为了防止窄煤柱变形或破坏后会与相邻采空区沟通，形成更大的安全 隐患。国外，如澳、英等国不搞沿空掘巷，他们认为煤巷布置在裂缝中围岩是非常不稳定的。 而认为区段平巷的护巷煤柱尺寸应该是巷道埋藏深度的1/10，至少应当在15m以上。美、 德等国区段煤层平巷均布置在实体煤中。俄罗斯、乌克兰的沿空掘巷只采用金属支架支护2。窄煤柱沿空掘巷的实质是沿上工作面采空区边缘留窄煤柱（16m）掘进巷道。在国内， 窄煤柱沿空掘巷

3、在简单地质条件下矿区已得到较广泛的应用，其围岩控制的中心思想基于 “巷道布置在采空区侧的低应力区，同时窄煤柱有一定的自承能力”，例如窄煤柱宽度设计 主要依据采空区侧向支承压力分布而定，而围岩控制多采用均称支护方式3-5。在技术的应 用上缺乏适用性。为此，本文提出了沿空巷道大、小结构稳定性原理与控制技术，对于指导 沿空巷道围岩变形控制具有重要的理论与实践价值。2沿空掘巷围岩稳定的基本原理2.1沿空掘巷的围岩力学环境沿空掘巷的围岩力学环境与其它类型的回采巷道相比，一般具有以下三个显著的特点： 巷道处于应力降低区； 掘巷期内围岩应力集中程度小； 回采期间应力集中程度很大。2.2沿空掘巷上覆岩体大结构

4、稳定性分析基于老顶岩层的上覆岩体大结构的稳定性是一个与上区段工作面回采、掘巷、及本区段 工作面回采时载荷从稳定一不稳定一稳定一不稳定的动态响应过程。研究和实践表明，沿空掘巷上覆岩体在巷道掘进及本工作面回采前是可以保持稳定的， 但在受本工作面采动影响时，其稳定性将受到严重影响。沿空掘巷在受到本区段工作面的回采影响时，巷道与上覆岩体大结构的平面关系如图1 所示。其过程可归结为： 本区段工作面回采时，采空区老顶岩层产生新的破断，由于沿空掘巷位于回采工作面 前方，这种破断不会在沿空掘巷上方产生，只是在回采工作面采空区内，长边破断线直接与 原有关键块体沟通，也即新产生的岩块A与原有三角形板B相连通，如图

5、1（a）所示。（a）（b）W 一沿空掘巷上覆岩体大结构的下沉量；M关键块体B的回转力矩；m一本工作面老顶岩层向采场回转的力矩图1回采时沿空掘巷与上覆岩体大结构的平面和剖面关系图 老顶岩层破断后，块体A将分别在回转力矩m和M的作用下向本工作面和侧向三角 板B方向回转下沉，进而破坏了工作面前方沿空掘巷大结构原有的平衡状态，大结构中的 铰接岩体A和关键块B处于运动和不稳定状态，从而引发B块的一定下沉和在工作面前方 形成较高的支承压力。 上覆岩体大结构在较高支承压力的作用下，岩块A和岩块B将有一定的回转下沉， 如图1 （b）中的W所示。大结构的这种运动和不稳定状态将造成沿空掘巷围岩应力的再次 重新分布

6、和集中，其影响程度远大于掘巷时围岩应力的重新分布和集中。需说明的是：掘巷 和回采时围岩应力的来源不同，巷道围岩应力在掘巷期间是由于掘进引起的围岩小范围内的 应力集中；而在回采时，围岩应力的集中则来源于上覆岩体大结构这个外部力学环境的变化。 沿空掘巷在回采时围岩应力的强烈集中，加上巷道围岩性质的软弱性质，使沿空掘巷 围岩产生大变形；同时，由于大结构造成的巷道围岩应力重新分布的不均匀性，使得巷道顶 板、底板、实体煤帮及煤柱在变形方式和变形量上存在较大的差异。 上覆岩体大结构从受工作面回采影响起，直到临近工作面端头的过程中，上覆岩体大 结构上的载荷虽然是在不断增加，但由于各岩块间的支承条件并没有改变

7、，故仍会保持随机 的平衡状态，不同的是块体间的受力情况发生了一定的变化。因此，在工作面推过之前，大 结构的稳定性不会受到根本的改变，因而只要巷道支护合理，巷道锚杆支护与围岩形成的小 结构保持稳定，巷道就不会受到破坏，大结构的稳定平衡状态只有在工作面推过后才会被打 破，进而发生失稳，造成巷道的彻底破坏。综上分析可以得出这样的结论：沿空掘巷在本工作面回采时，巷道上覆岩体大结构不会 发生失稳垮落，但其一定程度的下沉变形是不可抗的，此时保持巷道围岩的稳定性除了适应 上覆岩层的下沉外，还应加强锚杆支护和其他支护措施，使巷道围岩锚固结构保持稳定，进 而保证沿空掘巷在生产期间的正常使用。2.3沿空掘巷围岩锚

8、固小结构稳定性分析锚杆支护巷道的稳定是通过在巷道围岩中系统布置锚杆，使锚杆群、锚杆的辅助构件及 其锚固范围内的围岩形成一个整体承载结构，通过该结构良好的承载性能和对其外部围岩变 形的适应性，充分发挥较深部围岩的自承能力，从而保证巷道的稳定性。相对于沿空掘巷上 覆岩体的大结构而言，我们把这个由巷道周围锚杆组合支护与围岩形成的统一承载结构称为 沿空掘巷围岩小结构。围岩小结构作为顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮锚固区组成的一个有机整体，其变形和 破坏是各组成部分相互作用、相互影响的综合结果，由于巷道所处的应力环境呈现明显的不 均衡性，故其变形与破坏也将呈现非均匀的特点。通过现场实践和理论分析研究，得出围

9、岩小结构变形破坏的类型主要有以下几种：（1）窄煤柱诱导型破坏窄煤柱作为围岩小结构一个很重要的组成部分，由于煤柱本身受上区段工作面回采影响 很大，煤体的破坏程度较高，当它发生变形破坏时，将使巷道顶板的承载基础作用降低，进 而导致顶板向煤柱侧采空区下沉破坏，产生向巷道内移近和向下沉降，从而造成巷道围岩小 结构的变形破坏，称之为窄煤柱诱导型破坏。（2）顶板诱导型破坏由于受巷道上覆岩体大结构的影响，顶板煤体在掘巷前变形同样很严重。同时，受上覆 岩体断裂回转的影响，在巷道顶板煤体中将形成一组裂隙。在掘巷前，顶板煤体呈压缩状态， 当巷道掘进后，煤体所贮存的压缩能量将释放，此时如果不能及时提供有效的支护阻力

10、，将 造成顶板煤体在其自重及上覆岩体压缩产生的变形压力作用下发生明显的下沉，甚至冒落， 随着顶板下沉量的加大，顶板上方的载荷将向窄煤柱和实体煤帮移动，结果可能会使窄煤柱 载荷加大而破碎失稳，同时实体煤帮及底板的稳定状态也会变化，使巷道围岩小结构破坏， 称之为顶板诱导型破坏。（3）实体煤帮诱导型变形破坏实体煤帮的围岩性质相对于顶板及煤柱要好一些，但相对于巷道的其它部位来说，实体 煤帮的应力集中程度是最大的，尤其是在巷道受采动影响时，垂直应力的集中系数可达4 左右。实践中，实体煤帮常常因过大的垂直应力而向巷道内强烈位移和显著下沉，其过大的 移近量将使顶板向实体煤侧发生倾斜而垮落，同时也会诱导靠近实

11、体煤帮的底板严重鼓起， 这种小结构的变形破坏机理称为实体煤帮诱导型破坏。（4）底板诱导型破坏沿空掘巷的底板一般为强度较低的软弱岩体，巷道掘巷期间，巷道的围岩应力相对处于 一较低的环境中，此时，底板一定深度虽有程度较大的水平应力集中作用，但底板一般均能 保持稳定。在受采动影响时，上覆岩体将引起巷道围岩应力的上升，增大的垂直应力作用在 实体煤帮，并有效地传递到底板岩层中，使原来的水平应力发挥作用，从而导致巷道发生底 鼓。由于底板中垂直应力集中的不均衡性，软弱的底板岩层鼓起也是不对称的。在兴隆庄矿 底板条件下，靠近实体煤帮的鼓起量明显较大。从巷道支护的整体稳定性来考虑，沿空掘巷的围岩小结构无论是在围

12、岩本身特性，还是 在加固后的力学特性上，均具有明显的非均衡现象。因此，保持小结构本身的稳定是沿空掘巷稳定的根本。3窄煤柱合理宽度设计3.1窄煤柱设计原则 锚杆的安设基础； 相对有利的应力环境； 保证锚杆具有良好锚固性能； 巷道围岩变形的原则； 煤损小。3.2窄煤柱宽度计算合理窄煤柱宽度的确定可以从理论计算、数值分析、工程实践三个方面综合考虑。下面 以中等稳定围岩条件举例说明。（1）理论计算法如果煤柱过窄，则开巷后煤柱易于迅速变形破裂而使锚杆安设在破碎围岩中，使锚固力 减弱、锚杆的支护作用降低。通过极限平衡理论研究认为，合理的最小煤柱宽度B为：（1）式中：因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤

13、柱中产生的破碎区，其宽度按式（2） 计算3。mAln2 tan 甲0Ck y H + tan甲04 + Ptan 中 A0（2）式中：X2一巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15%的富裕系数，m；X3考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，按0.2（%+%）计算;m一上下区段平巷高度，m；A侧压系数，A=/J /（1-p ）；p 一泊松比；%一煤体的内摩擦角，；C。一煤体的粘聚力，MPa；k一应力集中系数，3左右。Y 一岩层平均容重，kN/m3；H一巷道埋藏深度，m；Px一对煤帮的支护阻力，如上区段采空区侧支护已拆除，可取P= 0。对于中等稳定围岩的沿空掘巷，最小煤柱宽度B值一般为3.55.0

14、m。（2）数值模拟分析法数值模拟的优势在于能考虑众多的影响因素，并通过对比分析而得到一个较优的结果6-8。利用FLAC2D3.3对中等稳定条件下不同窄煤柱（16m）宽度时，巷道围岩变形量进行了分析，计算中分别取窄煤柱宽度为2.5m、3m、3.5m、4m、4.5m、5m、5.5m及6m八 个方案，对巷道在掘进及其本工作面回采期间的实体煤帮、窄煤柱帮、顶板下沉和底鼓量进 行了研究，得到以下结果：022.533.544.555.56窄煤柱宽度/mm m 量 移 位2 7 (2 6 (Q实体煤帮窄煤柱帮顶板下沉底鼓2 5 (2 4 (2 3 (22 . 533 . 5 44 . 555 . 562(窄

15、煤柱宽度n（a）不同煤柱宽度在掘巷期间的位移量（b）不同煤柱宽度在采动影响时的位移量图2不同煤柱宽度在掘巷期间和在采动影响的位移量图其中图2（a）、（b）分别为沿空掘巷在巷道掘进期间和受本工作面采动影响时，窄煤柱 宽度不同时实体煤帮、窄煤柱帮、顶板及底鼓的变化趋势。由图2（a）可见，沿空掘巷在 巷道掘进期间，当窄煤柱的宽度不同时，巷道的围岩变形具有以下一些特点： 窄煤柱宽度不同时，巷道两帮的围岩移近量均大于顶板的相对下沉量，说明在此期间， 巷道的变形以两帮移近为主。 在巷道的两帮移近量中，实体煤帮的移近量和窄煤柱帮的移近量虽稍有变化，但其量 值相差不大。实体煤帮的变化趋势是随着窄煤柱宽度的增加

16、，移近量稍有下降，但当煤柱宽 度大于4.5m时，移近量又开始有一定的回升；窄煤柱帮的变形则随着煤柱宽度的增加变形 量呈上升的趋势，但在一定煤柱宽度时，其变化趋势与实体煤帮逐渐趋于一致。 在窄煤柱范围内，巷道的顶底板移近量以顶板下沉为主，底鼓则相对要小一些。底板 鼓起量随着煤柱宽度的增加而开始增加，在窄煤柱范围内，其增加幅度较小；顶板的下沉量 在巷道掘进期间是顶底移近量中的主体，但随着窄煤柱宽度的增加，顶板的下沉量逐渐呈下 降的趋势。由图2（b）可见，巷道受本工作面回采影响，窄煤柱宽度不同时，巷道围岩的变形具 有以下一些特点： 巷道在受采动影响时，巷道两帮的移近量也大于顶底板的相对下沉量，说明在

17、本工作 面回采时，巷道围岩的变形与掘巷期间类似，也是以两帮的变形为主。 在窄煤柱条件下，巷道顶底板的移近量与煤柱的宽度有较大的关系，当煤柱宽度较小 时，巷道的顶板下沉量要大于底板的鼓起量；随着煤柱宽度的增加，底板的鼓起量增加，而 顶板的下沉量降低，底鼓量大于顶板下沉量；当窄煤柱宽度达到6m左右时，两者的变形量 逐渐趋于一致。 在巷道两帮移近量中，实体煤帮的变形趋势与顶板下沉的趋势很相似，但其量值要大 得多；窄煤柱的变形趋势则与底鼓的变形趋势一致，但也是在量值上要大一些。同时还应注 意到，窄煤柱宽度在一定范围内时，煤柱的变形要比实体煤帮的变形量大，最终随着煤柱宽 度的增大，两帮的移近量均有不同程

18、度的上升。通过上面的分析可以得出这样的结论：在窄煤柱条件下，沿空掘巷在巷道掘进期间，由 于围岩的变形量普遍较小，窄煤柱宽度对巷道围岩变形量的影响不是很明显；但巷道在受本 工作面的采动影响时，巷道围岩的变形量均较大，在此情况下，合理的窄煤柱宽度与巷道的 稳定性有很大的关系。在中等稳定的围岩条件下，窄煤柱宽度在3.0m或5m左右较为合适。（3）工程实践分析法沿空掘巷的窄煤柱设计具有很强的工程特征，故合理的窄煤柱宽度还应考虑工程中的一 些要求： 锚杆的安设基础。窄煤柱采用锚杆支护时，煤柱的宽度至少应大于锚杆的长度。现有 条件下，锚杆一般长度多在2m左右，考虑到保留一定的宽度富裕系数，故要求窄煤柱的宽

19、 度应不小于2.5m。 锚杆安设的可操作性。在留设窄煤柱条件下，锚杆支护中常会出现这样的问题，当窄 煤柱破坏较为严重时，锚杆钻孔在凿出后会出现塌孔现象，致使锚杆的安装无法正常进行， 故在实践中应予以考虑。（4）窄煤柱的最终确定由以上研究可见，沿空掘巷采用锚杆支护时，窄煤柱的确定应充分考虑以下三个问题：其一，对沿空掘巷的窄煤柱来说，靠上区段工作面采空侧煤体中存在一定范围的破碎区， 当在巷道侧窄煤柱中安设锚杆时，其宽度最好应能使锚杆位于采空侧所形成的破碎区之外， 这样锚杆作用在较为稳定的煤体中，可以保证锚杆可靠的锚固能力。其二，沿空掘巷的窄煤柱尺寸决定了巷道与上区段工作面回采空间的距离，从而决定了

20、 巷道受侧向支承压力的影响程度；同时，窄煤柱的尺寸也将直接关系到窄煤柱自身的承载能 力。其三，窄煤柱的宽度应能保证锚杆支护在操作上可行性。综上研究后认为，在巷道围岩中等稳定条件下，窄煤柱较为合理的宽度在3m或5.0m 左右较为合适。4沿空掘巷围岩控制的关键技术4.1锚杆的预紧力根据现场实践，考虑在相同的围岩条件、锚杆布置方式和基本支护参数不变时，分别对 锚杆施加不同的预紧力，研究了预紧力加大后，顶板变形下沉情况。结果如图3所示。其中 图3（a）为不同预紧力与掘巷期间顶板下沉量的关系，图3（b）为不同预紧力与回采期间 顶板下沉量的关系。m m/量沉下板顶mm/量沉下板顶锚杆预紧力/kN锚杆预紧力

21、/kN（a）掘巷时（b）受采动影响时图3预紧力与顶板下沉量的关系由图可见，在安装锚杆时，对锚杆施加一定的预紧力对顶板的下沉量有很大的控制作用。 由图3（a）可见，在巷道掘进期间，及时安装锚杆并施加一定的预紧力，即可显著地减少 顶板的下沉量。研究条件下，锚杆安装时只要施加大约20kN的预紧力，顶板的下沉量即可 控制在20mm左右。当预紧力小于此值时，顶板在掘进期间的下沉量急剧增加，而大于此值 时，对控制顶板下沉的作用又不是很明显。由图3（b）可见，在巷道受本工作面采动影响 时，安装时只要30kN的预紧力，即可将顶板下沉量控制在200mm左右。同理，当预紧力 小于此值时，顶板的下沉量也将急剧增加，

22、大于此值时又对控制顶板下沉作用不是很明显。由上面的研究可见，锚杆的预紧力对控制沿空掘巷的围岩变形有很重要的作用，主要原 因在于： 使锚杆成为真正意义上的主动支护方式； 提高锚杆的锚固作用效； 实现巷道围岩小结构的高阻让压。考虑到现有的锚杆支护技术条件和沿空掘巷围岩大变形的特点，认为锚杆的预紧力在 2030kN左右是较为合理的，此时既可以有效地保证巷道顶板的稳定性，又在现场施工中 很容易实现。4.2锚杆的支护强度通过现场研究发现，国内目前使用的锚杆中，大部分锚杆支护强度普遍较低，均在0.04 0.1MPa左右。据此，利用数值计算的方法，通过改变顶板的锚杆支护系统的参数，得到沿 空掘巷条件下，不同

23、锚杆支护强度时围岩的变形量，以顶板下沉量为例，整理后得到图4 所示的关系，现场条件下的预紧力为10kN。5000.10.20.30.40.50.6支护强度/MPa图4支护强度与顶板下沉量的关系从图4中可以看出，当锚杆的支护强度达到0.3MPa时，可显著地控制住顶板的下沉变 形。而当锚杆的支护强度小于0.1MPa时，顶板下沉量急剧增加，顶板的稳定性将受到很大 影响，而锚杆支护强度在0.3MPa以上时，对控制顶板变形的作用不是太明显。因此，对于沿空掘巷的软弱破碎煤体来说，锚杆支护强度只要保证在0.20.3MPa之间 就是比较合理的，而这只要有可靠的支护技术就可以得到保证。4.3合理加强支护技术根据

24、上面的研究，认为沿空掘巷的锚杆支护强度在0.20.3MPa是比较合理的，采用高 强度锚杆体系和相应的支护技术从理论上可以实现，但在一些围岩状况恶劣，或者锚杆支护 施工质量较差的情况下，基本的支护形式不能保证锚杆具备足够的支护强度时，可根据情况 采取以下的加强支护措施来提高整体支护强度，弥补锚杆本身支护强度的不足，从而保证围 岩小结构的稳定性。(1) 小孔径锚索加固技术沿空掘巷实践中，常会出现以下问题： 顶板锚杆的长度不够。通常情况下，顶板锚杆均采用全长锚固方式，由于受巷道高 度的限制，锚杆长度不能过大，因此锚杆的锚固范围较小，对顶板锚固区外的围岩变形起不 到良好控制效果。 顶板煤体普遍较为松软

25、破碎，锚杆的锚固性能得不到有效保证，致使锚杆的支护强 度达不到0.20.3MPa。 当巷道两帮的支护强度不够时，将使两帮向巷道内挤入，煤帮发生较大的下沉与鼓 出，这将影响到顶板的稳定性。当存在以上问题时，将引起顶板锚固区外煤体的膨胀和离层，达到一定程度就会导致顶 板大面积冒落，此时可采用该项技术对顶板进行加固。(2) 巷道的超前支护沿空掘巷受采动影响时，上覆岩体大结构会发生一定程度的变形下沉，将影响到小结构 的稳定性。根据前面的研究，该类巷道较为强烈的影响在工作面前方40m范围内，剧烈影 响范围在前方10m左右。此时，锚杆的支护强度不足时，难以控制围岩过大的变形，该情 况下，应在超前工作面一定

26、范围内采用适当的加强支护措施来控制围岩的变形，如布置梁、 柱等。(3) 煤体的注浆加固技术对煤体的注浆加固技术可考虑在以下两种情况下使用： 小孔径锚索施工困难时。当顶板的松散围岩层厚度较大时(一般为8m)，锚索的钻 孔和安装困难，难以保证锚索良好的锚固性能时，应考虑对围岩注浆。 当围岩较破碎时，其裂隙极为发育，大大削弱了煤体本身的强度，而且降低了锚杆 的锚固性能，此时可对煤体进行注浆加固，以提高巷道围岩的稳定性。5工程应用5.1开采技术条件许厂煤矿4303工作面位于430采区，该面为本采区的孤岛面，上下分别为4301和4305 工作面的采空区，4303运输巷与4301工作面采空区相临。地面标高

27、约为+40m，井下在 -464.4-510.9m左右，巷道埋深约500m左右。巷道施工层位处于下二迭统山西组3下煤层 及其顶底板岩层中。煤层厚度3.84.5m，平均4.1m，煤层倾角08，平均4。局部煤层 含0.3m的炭质泥岩夹矸。而且该采区煤层顶煤裂隙发育、松软破碎、不稳定层厚度在1.5m 左右，该区域构造类型中等偏简单，主要表现以断层为主，其次为褶曲，对巷道掘进会造成 一定的影响。巷道掘出后控顶自稳时间短，在掘进过程中易冒落，施工难度极大。不仅影响掘进速度， 而且巷道成型很差，支护效果差；顶板出现明显的“网兜”现象，造成严重的安全隐患。 5.2巷道锚杆支护设计4303运输巷道设计断面为矩形

28、，巷道掘进宽4400mm、高3000mm。设计的煤柱宽度为 5.0m。巷道支护的技术方案如图5所示。图5巷道支护技术方案具体支护参数如下：(1) 顶板采用左旋高性能预应力锚杆。每排布置6根直径为20mm、长2600mm的 锚杆，间排距为800X800 (mm)。靠帮的两条锚杆距巷帮均为200mm，并与垂直方向成20 。夹角，分别向两帮倾斜布置。顶板加强支护每隔2排锚杆布置一排锚索，采用直径17.8mm低松驰预应力左旋钢铰线， 每排2根，其长度为6.5m，钢铰线使用4卷MSK2350型树脂锚固剂卷锚固，用T型钢带连 接。锚索排中的锚索向巷帮倾斜15布置。锚索张拉力应在100kN左右。(2)实体煤

29、帮采用5根直径为20mm、长2400mm的锚杆，锚杆排距为800mm。锚杆自顶板200mm处开始均匀向下布置，中部3条锚杆垂直巷帮布置。上、下部两锚杆与帮垂 直方向夹角均为30，并分别向顶板和底板方向倾斜布置。(3) 窄煤柱帮采用3根和5根两种形式直径为20mm、长2400mm的锚杆布置，锚杆 间距为600mm和700mm两种，锚杆排距为800mm。锚杆自顶板200mm处开始均匀向下布 置，中部3条锚杆均垂直巷帮布置。上、下部两锚杆与帮垂直方向夹角均为30，并分别 向顶板和底板方向倾斜布置。在窄煤柱帮中使用钢铰线桁架，每2排锚杆中使用一套桁架，每套桁架由2条钢铰线组 成，钢铰线采用直径17.8

30、mm低松驰预应力左旋钢铰线；长度分别为5m和6m。顶角钻孔 深4.0m，用6.0m长的钢铰线，用3卷树脂锚固剂卷锚固；底角钻孔深2.5m，用5.0m长的 钢铰线，也用3卷树脂锚固剂卷锚固。2条钢铰线用桁架连接器连接。张拉力为80kN。(4) 采用加长锚固方式，锚固剂均为MSK2350型树脂锚固剂，其中顶板和窄煤柱帮 锚杆均使用3卷树脂锚固剂卷锚固，实体煤帮用2卷。采用塑钢网护表，条件不具备时也可 用菱形金属网，但连接必需可靠。顶板T型钢带规格为4200X100X10 (mm)。实体煤帮T 型钢带上部规格为2200X100X4 (mm)。下部规格为2600X100X4 (mm)。窄煤柱帮上部 规

31、格为 2100X100X4 (mm)，下部规格为 2600X100X4 (mm)。5.3试验结果通过对巷道表面变形量、顶板离层和围岩深部岩层变形观测表明，巷道在掘进和回采期 间的变形量均能够满足矿井正常生产要求，不需要返修。巷道深部岩体整体稳定性好，达到 了良好的围岩控制效果。6结论 沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理为该类巷道锚杆支护的成功应用提供了理论依 据。要保持巷道良好的维护状态，除了要适应上覆岩层的回转下沉外，还应合理设计护巷煤 柱尺寸和锚杆支护参数，强化围岩强度，以保持小结构的稳定性。 沿空掘巷的掘进对围岩大结构的稳定性几乎没有影响，因而巷道围岩的变形量不大; 而在回采影响期间，由

32、于关键块B的回转、下沉和运动，引起巷道围岩的剧烈变形，在中 等稳定的围岩条件下，其变形量约是掘进期间的56倍，因而保持沿空掘巷回采期间的稳 定性具有十分重要的意义。 沿空掘巷围岩小结构的稳定性取决于合理确定沿空侧护巷窄煤柱的宽度和锚杆支护 对围岩强度的强化程度。前者在保持窄煤柱的稳定性和锚杆锚固可靠性的前提下，使煤柱宽 度尽可能小些；而后者取决于锚杆支护预紧力和支护强度的大小。在中等稳定围岩条件下， 当锚杆预紧力达到2030kN，支护强度达到0.20.3MPa时，巷道围岩就能够保持稳定。 参考文献：1 中国矿业大学矿山压力研究所，阳泉二矿留窄煤柱综放沿空掘巷围岩控制技术可行性论 证报告，研究报

33、告，2005.11.2 邢台矿务局，澳大利亚SCT公司.东庞煤矿煤巷锚杆支护技术演示总结，研究报告， 1997.3 李学华，张农，候朝炯.综采放顶煤面沿空掘巷合理位置确定J.中国矿业大学学报， 2000 (2)， P186188.4 马念杰，侯朝炯.采准巷道矿压理论及应用M,北京：煤炭工业出版社，1995.5 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制M.徐州：中国矿业大学出版社，1994.6 Cundall P A. Distinct element models of rock and soil structure. Analytical and Computational Methods in Engineering Rock Mechanics CE. London： Allen&Unwin， 1986.7 梁海波，李仲奎.FLAC程序及其在我国水电工程中的应用.岩石力学与工程学报，1996, 15(3)： 225230.8 李学华，王卫军，侯朝炯.加固顶板控制巷道底鼓的数值分析.中国矿业大学学报，2003, 32 (4)： 436-439.第一作者简介李学华男，1972年出生，宁夏中卫市人，工学博士，副教授，现在中国矿 业大学矿业工程学院采矿系工作，主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究。(收稿日期：2008-02-02；责任编辑：王方荣)