望云煤矿15101运输顺槽围岩松动圈测试分析与控制技术研究

靳 峰

（山西兰花科技创业股份有限公司望云煤矿分公司，山西 高平 048400）

1 工程概况

山西兰花科技创业股份有限公司望云煤矿分公司15101工作面井田东区，工作面为井田东区15号煤层首采工作面，该煤层位于太原组下部K2灰岩之下，上距9号煤层约41 m，煤层厚2.40～12.55 m，平均厚4.86 m，平均倾角为6°，属全区稳定可采煤层，含0～4层夹矸，单层矸石厚0.03～0.60 m，煤层顶底板岩层特征如图1所示。

图1 煤层顶底板岩层柱状图

15101运输顺槽沿煤层底板掘进，断面为矩形，巷道宽度×高度=4.0 m×4.0 m，现为保障巷道支护方案的合理性，特进行围岩松动圈测试分析与围岩控制技术分析研究。

2 围岩松动圈测试分析

2.1 测试方案及数据分析

为监测150101工作面运输顺槽巷道的帮部围岩破坏情况，采用CT-2型超声波围岩裂隙探测仪对运输顺槽的4号测站进行松动圈测试[1-2]，测站位置和测孔布置分别如图2所示。

图2 松动圈测站测孔布置示意图

如上图所示，在运输顺槽中距回风大巷550 m处布置测站，该测站与下一个工作面的回风顺槽相邻，因此需要对巷道帮部围岩的破坏情况有详细的了解，在该测站布置4个测孔，各测孔的具体测试结果如图3和表1所示：

表1 4号测站松动圈测试基础数据

图3 运输顺槽4号测站松动圈测试结果

分析图3（a）可知，a号测孔中在1.6 m深度之前，声波波速均小于在完整泥岩中的波速，在1.2 m处声波波速突减至2 120 m/s，说明此处存在离层；在1.8 m之后波速达到了声波在完整煤层中的波速，说明a号测孔的松动圈范围约为1.6 m。

分析图3（b）可知，b号测孔的波速在1.4 m孔深前，波速小于完整煤层中的波速，在巷道围岩1.4 m之后，波速突增，在1.6 m之后波速达到了声波在完整煤层中的波速，但在1.8 m处波速有一明显下降，说明此处有离层存在，综上，b号测孔的帮部围岩松动圈范围约为1.4 m。

分析图3（c）可知，c号测孔的波速在1.6m孔深之前的范围内，波速小于在完整煤层中的波速；在1.6m之后，波速突增，在1.6m之后波速达到了声波在完整煤层中的波速，但在2.2m～2.4m范围内波速有所减小，说明该范围内由少量裂隙存在，综上，c号测孔的帮部围岩松动圈范围约为1.6 m。

分析图3（d）可知，d号测孔的波速在1.6 m孔深之前的范围内，波速小于在完整煤层中的波速；在1.6 m之后，波速突增，波速均达到了声波在完整煤层中的波速，但在1.8～2.2 m范围内波速增加较大，说明此处围岩完整性较好，综上，d号测孔的帮部围岩松动圈范围约为1.6 m。

通过对4测站的4个波速变化图进行对比可以看出：a号测孔在孔口1.4 m范围以内裂隙发育程度较高，且有离层存在；b号测孔在1.8 m处也有一离层存在，需加强支护；c号测孔波速变化较为平滑，说明c号测孔内围岩裂隙发育较为规律；d号测孔在1.8～2.2 m范围内波速增加较大，说明此处围岩完整性较好，围岩裂隙发育也较为规律。

2.2 松动圈测试结果分析

根据超声波测试仪的主要组成部分和常见介质中声波的传播速度，基于测试结果可计算得出声速值[3-5]，根据测试结果可知15101运输顺槽中，在测孔不同深度处的声波波速值的变化规律与轨道大巷处的变化规律相同，在孔深范围小于1.6 m时，波速值小于完整煤层中的波速，且波动较大；在孔深大于1.8 m至孔底范围内所有部位的波速值基本处于正常波速以上；据此可知150101工作面运输顺槽处的两帮松动圈范围约为1.6 m。

3 围岩控制技术研究

3.1 支护参数理论计算

根据15101工作面的地质条件和围岩松动圈测试结果，确定巷道采用锚网索支护方案，具体各项支护参数设计如下:

1）顶板支护参数计算分析。顶板支护载荷集度、锚杆布置密度计算公式如下[6]：

式中:H为巷道高度，4.5 m；φ为巷帮煤及岩体内摩擦角，26°；f为岩体普氏系数，8.20；b为巷道宽度的一半，2.5 m；γ为直接顶容重，27 kN/m3；h为直接顶损坏厚度，基于上述分析取为1.6 m；F为锚杆设计锚固力，取100 kN；q为载荷集度，60.62 kPa；K为安全系数，取1.2；K'为变形载荷系数取1.1；

顶锚杆布置间、排距：计算公式如下：

根据实体煤侧运输顺槽巷道断面参数及实际经验，取顶锚杆排距为1.2 m，间距为1.1 m。

锚杆长度的确定：顶板锚杆长度计算公式为[7]：

式中：l1为锚杆外露长度；l2为锚杆有效长度；l3为锚杆锚固长度，m；根据地质条件确定锚杆长度为2.1 m。

2）运输顺槽帮部支护参数分析：锚杆布置密度及间排距的计算公式如下[8]：

根据巷道断面参数并结合实际经验，取帮锚杆间距为1.3 m。

综上分析得出，15101运输顺槽顶板支护采用的锚杆型号为φ20 mm×2 100 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1 100 mm×1 200 mm，每根锚杆配用MSCKa2335和MSZ2360树脂药卷各1支。帮部支护采用的锚杆型号为φ20 mm×2 100 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1 300 mm×1 200 mm，每根锚杆配用MSCKa2335和MSZ2360树脂药卷各1支。

3.2 支护方案

1）顶板控制:顶板采用Φ20 mm×L2 100 mm的左旋无纵筋螺纹钢,间排距为1 100 mm×1 200 mm，预紧扭矩不低于250 N·m，锚杆采用MSCKa2335和MSZ2360各1支进行锚固，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm的自制扁钢钢板。金属网采用12号铁丝编制菱形金属网护顶。

2）两帮控制:两帮采用左旋螺纹钢锚杆（开采帮采用玻璃钢纤维锚杆）配合12号菱形金属网支护。锚杆规格为Φ20 mm×2 100 mm，锚杆间排距为1 300 mm×1 200 mm，预紧扭矩不低于250 N·m，锚杆采用MSCKa2335和MSZ2360各1支进行锚固，托板规格为150 mm×150 mm×10 mm自制扁钢钢板。金属网采用12号铁丝编制菱形金属网。

具体15101运输顺槽支护方案如图4所示。

图4 15101运输顺槽支护示意图

3.3 效果分析

15101运输顺槽掘进期间，在滞后巷道掘进迎头2 m的位置处采用十字布点法进行围岩变形监测分析，持续观测1个月，得出围岩变形量曲线图见图5。

图5 巷道掘进期间围岩变形量曲线图

分析图5可知，15101运输顺槽掘进期间，在现有支护方案下，围岩变形主要出现之后掘进迎头0～50 m的范围内，随着巷道掘进作业的进行，围岩变形量大幅降低，当监测断面滞后掘进迎头60 m时，此时围岩变形基本达到稳定状态，最终巷道顶底板最大移近量分别为28 mm和85 mm，围岩控制效果较好。

4 结论

根据15101运输顺槽的地质条件，通过进行巷道围岩松动圈测试得出，运输顺槽处的两帮松动圈范围约为1.6 m；基于松动圈测试结果，进一步通过围岩支护参数设计，具体确定出巷道锚网索支护方案中的各项参数，根据巷道掘进期间的围岩变形监测结果可知，巷道在现有支护方案下，围岩控制效果好。