5.5m高巷道锚杆支护技术

王文明

（晋城煤业集团 寺河矿，山西 晋城 030053）

5.5m高巷道锚杆支护技术

王文明

（晋城煤业集团 寺河矿，山西 晋城 030053）

在分析了5.5m高巷道的地质条件和变形特点后，提出了5.5高巷道的支护方案，并在现场进行了工业性试验，通过矿压监测表明设计方案是合理可行的。

5.5高巷道；高帮；锚杆支护

随着开采技术的不断进步及资源开采政策要求的不断提高，煤炭资源回收率成为我们关注的重要问题。寺河煤矿为厚煤层开采，3号煤层的平均厚度在6.3m左右，但开采煤层回采巷道的最大高度只有3.5m，加之初采、末采以及工作面两端顺槽过渡段丢煤，工作面的平均采高在5.2m左右，已采工作面回采率只有75%，与国家规定厚煤层回采率93%还有很大距离。为了提高资源回采率，寺河煤矿也进行了多次技术改进，如把顺槽巷道高度加高到5.5m，工作面回采率为94%，采区回采率达到75%，即达到国家要求。

基于寺河煤矿煤层厚度大的现状，必须进行一次掘全高、一次采全高，研究开发5.5m高巷道的支护技术，满足在大采高一次采全高和快速推进工作面回采时确保大高度顺槽巷道的支护安全，才能适应矿井发展的需要。

1 基本地质条件

主采3号煤层，位于二叠系下统山西组下部，埋藏深度平均为400m，煤层单轴抗压强度平均为21.9MPa。3号煤层柱状图，见图1。

研究和试验结果表明，寺河矿3号煤层具有以下特点：

（1）3号煤层的岩石性质非常特殊，虽然其抗压强度较大，普氏硬度系数不小，但是由于煤体内部节理裂隙极其发育，煤体松散发脆，导致煤体整体强度显著降低，自身承载能力很小。当下部煤体开掘后，上部煤体失去支撑，自身无法保持平衡，容易导致煤体垮落。

图1 3号煤层柱状图

（2）煤层围岩条件变化明显，相距不远采用相同支护方式的巷道，有时成形较好，顶板和两帮比较完整，受到动压影响后，巷道变形不大;有时在掘进过程中，就发生冒顶片帮现象，受到动压影响后，矿压显现更为剧烈。围岩破碎地段一般处于地质构造区域。

试验巷道为该矿33061巷，为3306工作面运输顺槽。考虑围岩变形，掘进毛宽为5.0m，掘进毛高为5.5m，掘进毛断面积为27.50m2，埋藏深度为378 m～496m，平均为449m。经过水压致裂法三维原岩地应力测量，寺河煤矿3306工作面附近最大主应力为14.61MPa，呈东西向；最小主应力为6.2MPa，呈南北向。最大、最小主应力为近水平主应力,中间主应力为垂直应力，大小为9.8MPa，与铅垂方向偏差15.4°。

2 大高度巷道巷帮变形和破坏规律的数值模拟

对于大高度巷道，最大的特点在于巷帮的稳定。本文采用有限差分软件FLAC，模拟了巷帮有无锚索两种情况下的变形情况。

当巷帮有无锚索时，巷道支护状况分别如图2和图3所示。无锚索时，巷道两帮煤壁相对移近量为583.2mm，增加了235.7mm，变化非常明显，巷帮仍然存在拉断破坏区域，破坏深度为0.5m，所以巷帮锚索作用十分明显。

图2 5.5m高巷道围岩位移分布（有锚索）

图3 5.5m高巷道围岩位移分布（无锚索）

3 大高度巷道锚杆支护设计

3.1 大高度巷道支护理念

大高度巷道支护设计采用包括施工地点地质力学调查测试、锚杆支护初始设计、矿压监测、信息反馈和修正设计等的动态信息系统设计方法。根据工程经验确定合理的数值模拟方案，然后根据已有实测围岩地质力学参数建立合理的数值模拟模型，进行多个方案的比较，最后得出经济有效的锚杆支护初始设计参数。初始设计在井下实施后，必须进行详细的煤层围岩变形和支护构件受力等矿压综合监测，根据监测结果验证或修正初始设计。正常施工过程中还要进行矿压日常监测，以确保巷道安全。根据地质条件和已有巷道的变形情况提出巷道的初始支护设计。

3.2 顶板支护

锚杆杆体采用Φ20mm左旋无纵筋螺纹钢，长度为2 400mm；采用拱型高强托板，规格为150 mm×150mm×10mm；树脂加长锚固，锚固长度为1 200mm；采用直径为Φ16mm圆钢钢筋托梁，宽度为100mm，长度为4 600mm，金属网片护顶；锚杆间排距为900mm×1000mm。

锚索为单根钢绞线，直径为Φ17.8mm，长度为7300mm，加长锚固，锚固长度为1 400mm。锚索间距为1 800mm，排距为2 000mm。锚索预紧力不得小于150 kN。

3.3 巷帮支护

锚杆杆体采用Φ20mm左旋无纵筋螺纹钢，长度为2 000mm；采用拱型高强托板，规格为150 mm×150mm×10mm；采用直径为Φ16mm圆钢钢筋托梁，宽度为100mm，长度为4 100mm，金属网片护帮；树脂端部锚固，锚固长度为1 000mm；锚杆间排距为1 000mm×1 000mm。

锚索为单根钢绞线，直径为φ17.8mm，长度为6 300mm，加长锚固，锚固长度为1 400mm。锚索每帮每3排2根，间距为1 500mm，排距为3 000mm。锚索预紧力不得小于150 kN。

锚杆支护布置，见图4。

图4 33061胶带巷锚杆支护布置图/mm

4 现场试验和矿压观测

初始支护设计方案在寺河矿33061胶带巷试验以后，反映良好，有效地控制住巷道的变形，提高了安全程度。

4.1 顶板离层和巷道表面位移

图5为其中一个顶板离层仪的监测数据，采用十字布点法监测巷道的表面位移。图6为33061胶带巷表面位移监测曲线。

顶板浅部离层量为18mm，深部离层量为8mm，总离层量为26mm，浅部离层占总离层量的70%，说明巷道围岩主要在浅部（2.3m以内）发生离层，顶板离层得到较好的控制。巷道掘过测站76m后，表面位移基本趋于稳定。由于两帮为煤，顶板为岩层，所以两帮移近量远大于顶板下沉量。两帮最大移近量为328mm，两帮变形同样得到了较好控制。

图5 顶板离层监测曲线

图6 巷道表面位移监测曲线

图7 顶板锚杆受力监测曲线

图8 顶板锚索受力监测曲线

图9 巷帮锚索受力监测曲线

4.2 锚杆受力和锚索受力

采用锚杆锚索测力计监测锚杆锚索的受力。一个支护断面上所有的锚杆锚索都按上测力计。图7为某测站顶板锚杆的受力监测曲线。从监测结果可以看出，锚杆的初始预紧力即可达到32 kN，随着掘进头的向前推进，锚杆受力逐步增大，最终稳定在90 kN左右，锚杆的承载力得到较好的发挥。锚杆受力增长比较平稳，说明锚杆支护较好的控制住了巷道离层和围岩变形。

图8为某根顶板锚索的受力监测曲线，图9为某根帮锚索的受力监测曲线。由这两条曲线可以看出，锚索初期预紧力可以达到100 kN左右，掘进期间最终达到170 kN，同样锚索受力增长也比较平稳，说明锚索预紧力能较好的控制巷道围岩的变形，很好地把锚固区内围岩与深部岩层结合起来，调动深部围岩的承载能力，而且最终锚索的受力也是合理的，既充分利用承载力，又留有安全余地。

5 结论

（1）从矿压监测结果来看，在寺河矿的大高度巷道应用锚杆支护技术是成功的，它有效地约束了围岩变形，控制住了巷道顶板的离层和表面位移，而且锚杆锚索的受力也较为合理。

（2）在随后的工作面回采过程中，大高度巷道经受住了大采高一次采全高并快速推进工作面采动时的剧烈动压影响，实现了工作面的高产、高效，而且由于产量提高给煤炭企业带来的间接经济效益要远远超过采用锚杆支护产生的直接经济效益。

[1] 康红普.煤巷锚杆支护成套技术研究与实践[J].岩石力学与工程学报，2005，24（21）：3959-3964.

[2] 康红普，王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007.

[3] 张占涛.大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究[D].北京：煤炭科学研究总院，2009.

[4] 康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29（4）：649-664.

5.5m High Roadway Bolting Support

WANG W en-m ing

(Sihe Mine,Jincheng Coal Group,Jincheng Shanxi048205)

On the analysis of the geological condition and deformation characteristics of 5.5m high roadway,a supporting plan was presented and was tested on the industrial scale on the spot.Pressure monitoring indicated that the plan was rational and feasible.

5.5m high roadway;high layer;bolting support

TD323+.6

A

1672-5050（2011）09-0050-04

2011-04-12

王文明（1976—），男，山西晋城人，工程硕士，工程师，晋煤集团寺河矿主任工程师。

徐树文