厚层复合顶板煤巷锚杆支护技术研究

王 威

近年来，锚杆支护技术在我国得到了广泛应用，实践证明 ，锚杆支护［1－2］方式承载快，锚固力强，操作简单、劳动强度低，可一次成巷，便于加快掘进速度，减少支护成本。但是，由于矿井井下条件复杂多变，在局部地段巷道出现不同程度的顶板淋水，影响了巷道的支护效果。巷道围岩中含泥岩成分，顶板水淋在底板上，软化巷道底板，降低了巷道底板岩石的强度，引起底鼓，导致巷道高度减小，巷道安全可靠性降低。在厚层状复合富水［3－4］顶板区段，顶板水通过岩层裂隙渗透，弱化围岩强度，降低了树脂锚杆锚固力［5］，导致锚杆锚索锚固失效、顶板离层，造成顶板大幅度快速离层变形下沉，严重时可导致冒顶事故发生。

1 锚杆支护控制机理及控制思路

1.1 控制机理

对于缓倾斜和倾斜煤层来说，工作面顺槽基本上是沿着煤层顶板施工，巷道顶板基本上为层状顶板。在巷道开挖前，煤层顶板之上的层状岩层相互挤压咬合，不会沿层面发生滑移错动。而当巷道开挖后，这种层状岩层就会产生两方面的反应，一是由于各个岩层的刚度不同产生沿垂直层面方向上的离层膨胀;二是产生沿层面方向的相对剪切滑移。因此，巷道开挖后，如果支护不力就可能导致岩层产生上述两种破坏效应，使岩层产生两种变形：即巷道围岩的结构变形和巷道围岩的松动扩容变形。理论和实践观测表明，结构变形通常占整个变形的40%，而松散扩容变形则占到整个巷道变形的60%。巷道的开挖使得围岩原始应力场遭到破坏，围岩在寻求新的平衡过程中，岩层难免发生一定的结构变形。可使用有效合理的锚索网支护技术控制结构变形在允许的范围内。针对扩容变形因风化、膨胀、卸荷等多种因素作用且具有时间性，从巷道浅部向深部发展，应及时有效地进行支护提高围岩的初始支护强度，防止扩容变形致使围岩大范围的破裂与垮冒。

因此，煤层巷道围岩控制就是如何有效控制巷道的结构变形和松散变形，通过合理地提高锚杆的初始预紧力和支护强度，从一开始就对围岩进行强有力的作用，消除围岩的初期松动变形，调动围岩整体承载能力，而不是等待围岩产生松动变形后再去悬吊松垮的围岩。

1.2 控制思路

1)根据煤巷锚杆支护围岩控制机理，采用锚杆支护巷道的围岩强度强化理论指导本设计，该理论的实质在于：通过高性能的支护结构参与巷道开掘后围岩应力的调整过程，减少围岩内部煤体强度损失，在巷道围岩中形成稳定的内部承载结构，缩小围岩塑性流动区的范围，达到维护巷道围岩稳定的目的。

2)采用合理的支护强度、较高的锚杆预紧力、锚杆锚索联合支护技术及关键部位点柱加强，在巷道厚层复合顶板淋水下沉较大处打上挑棚，减小巷道跨度，同时对顶板的离层垮冒起到直观外显和早期的预警作用。

3)日常巷道表面位移的监测、顶板离层的监测、锚杆工作阻力的监测和巷道巡查，根据实际情况进行支护方案的调整。

2 厚层复合富水巷道工程实践

2.1 地质条件

1312(1)工作面为南一(11－2)采区首采工作面，西至11－2煤层风氧化带下限，东至大巷保护煤柱线，北邻F104、F104－1断层组，南邻1322(1)工作面。设计工作面切眼位于11－2煤层风氧化带下限，回风顺槽进入设计防水煤柱线209 m，胶带机顺槽进入设计防水煤柱线112 m。煤层赋存情况：11－2煤层赋存稳定，黑色，块状为主，中厚层状。面内煤厚2.73 ～5.57 m，平均 3.3 m，煤层倾角 3°～8°，平均5°，结构复杂，常见1～2层夹矸，夹矸为炭质泥岩，少有泥岩，属稳定煤层。顶板情况：11－2煤层直接顶为复合顶板，煤层直接顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩，老顶大部分为中、细砂岩;底板一般为泥岩。1312(1)工作面掘进区域范围内11－2煤层顶底板柱状见图1。水文地质情况：该面水文地质条件复杂，预计主要充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水，在工作面巷道揭露断层带附近，裂隙发育或顶板破碎地段有淋水现象。

图1 煤层顶底板柱状图

2.2 巷道锚网索支护技术方案

顶板支护：巷道顶板采用6根锚杆加4 600 mm长M5型钢带、菱形金属网联合支护。M5钢带安装在巷道中部，顶板锚杆间排距：860 mm×800 mm，锚杆规格为d22 mm×2 500 mm，锚杆材质：MG400。锚索按“3－3”布置，为避免顶板两侧肩窝出现网兜现象，相邻排锚索呈交错布置(相邻排左右帮锚索距巷帮距离分别为0.85 m)，规格为：d22 mm×6 200 mm。铺网应从顶板中部向两边铺，两边网过肩窝，帮部网至底角。网应封闭顶帮岩煤体，相邻网搭接长度不得低于100 mm，连网扎扣间距不超过200 mm。

巷帮支护：巷道两帮均采用4根螺纹钢等强预拉力锚杆加2 900 mm长M5钢带、金属网联合支护。钢带沿巷道竖直方向铺设，每根钢带上布置4根锚杆，巷帮锚杆间排距：850 mm×800 mm。为避免巷帮锚杆受钢带的剪切，巷帮钢带上锚杆均垂直巷帮锚入巷帮煤体，巷帮锚杆规格：d22 mm×2 500 mm。锚网索支护技术方案示意图见图2。

图2 锚网索支护技术方案示意图

2.3 巷道锚网索支护效果分析

为了检验厚层富水顶板条件下煤巷锚索网支护效果，在1312(1)巷道掘进期间，对锚网索支护段巷道顶底板和两帮移近量、顶板离层、锚杆及锚索载荷等参数进行了矿压观测：

1)巷道顶底板和两帮移近量。掘进期间围岩变形曲线图见图3。由图3可知，巷道顶底板和两帮累计移近量分别为610 mm和495 mm，巷道掘进初期的15 d内，由于原岩应力平衡被破坏，变形较快，应力释放，需要重新建立新的平衡点，40 d左右巷道围岩变形趋于稳定。

图3 掘进期间围岩变形曲线图

掘进期间围岩变形曲线图见图4。

图4 掘进期间围岩变形速率曲线图

由图4可知，在180 d的矿压观测中，巷道顶底板和两帮变形速率最大值分别为36.5 mm/d和24.5 mm/d，矿压观测开始的10 d内，变形速率较快，然而到达40 d的时候变形速率开始趋缓，说明巷道围岩变形趋于稳定。

2)顶板岩层离层。掘进期间顶板离层变形曲线见图5。由图5可知，离层变化较大的时间为巷道掘进初期的25 d左右，1312(1)工作面浅部离层的最大值为60 mm，深部离层的最大值为22.5 mm。巷道围岩离层相对较大，其原因：巷道处于厚层富水泥岩顶板区段，淋水使得顶板围岩弱化，降低了围岩的承载能力，通过高预应力及高强锚杆与锚索联合支护，使得离层值沉控制在一定的允许范围之内。

3)锚杆锚索载荷。巷道掘进初期顶板锚杆载荷增长迅速，20～25 d后顶板锚杆载荷趋于稳定;顶板锚索40 d后载荷达到稳定。顶板1#、2#锚杆稳定后的工作载荷分别为47 kN和42 kN，顶板1#、2#锚索稳定后的工作载荷分别为158 kN和166 kN，顶板锚索载荷明显大于锚杆载荷，主要原因是在巷道顶板3 m左右有一层煤线，而锚杆长度为2.5 m，锚索起主要承载作用。锚杆锚索载荷曲线图见图6。

图5 掘进期间顶板离层变形曲线图

图6 锚杆锚索载荷曲线图

3 结论

在厚层复合富水顶板下，根据煤巷锚杆支护围岩控制机理，应用高预应力、高强及超高强锚杆与锚索支护技术。

1)顶板和两帮采用2.5 m锚杆，顶板采用6.2 m锚索配合槽钢组成锚索梁结构支护，锚杆锚索的高预紧力作用能充分调动深部围岩承载能力，主动控制巷道围岩并形成稳定的承载结构，提高巷道整体的支护效果。

2)顶帮最大变形量分别为610 mm和495 mm，浅部和深部离层最大值分别为60 mm和22.5 mm，锚杆锚索最大载荷分别为47 kN和166 kN，巷道围岩变形、顶板离层均在合理范围内;锚杆锚索及时承载，载荷增长迅速，受力状况良好;控制变形效果较好，巷道锚网索支护达到了预期的目标。

［1］ 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制［M］.北京：煤炭工业出版社，l992：21－22.

［2］ 侯朝炯，郭励生，勾攀峰，等.煤巷锚杆支护技术［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1999：109－111.

［3］ 许兴亮，张 农.富水条件下软岩巷道变形特征与过程控制研究［J］.中国矿业大学学报，2007，36(3)：298－302.

［4］ 许兴亮，张 农，毕善军.裂隙水致泥化软岩巷道综合控制工程实践［J］.煤炭科技，2007(2)：65－68.

［5］ 勾攀峰，陈启永，张 盛.钻孔淋水对树脂锚杆锚固力的影响分析［J］.煤炭学报，2004，29(6)：380－383.