大倾角煤巷非对称变形特征与锚网索支护技术

田明富，窦礼同

(1.贵州省煤矿设计研究院，贵州 贵阳 550025；2.安徽理工大学 能源与安全学院，安徽 淮南 232001)

大倾角煤层多由较剧烈地质构造运动形成，煤层顶、底板遭受破坏的程度相对比缓倾斜煤层大，因而顶底板岩石的层理与原生裂隙较发育，较易冒落。同时随着倾角的增大，沿层面的切向滑动力增大，而作用于层面的垂直力则变小，使大倾角工作面的矿压显现表现为不对称性和不均匀性[1-5]，因此大倾角煤层支护难度较大，呈现非对称性[6-10]。由于对大倾角煤层回采巷道围岩结构特征、巷道围岩应力载荷传递特性等研究不够深入，尤其对巷道顶板、巷道高帮和巷道低帮围岩的力学特征不清楚，致使锚杆支护巷道围岩变形特别严重、鼓帮强烈，维护十分困难，难以适应大倾角煤层回采巷道围岩变形的要求。因此，根据新庄孜煤矿6煤大倾角煤层地质和开采技术条件，进行相似模拟试验，分析大倾角煤层回采巷道围岩变形特征并进行大倾角煤巷锚网索组合支护参数设计与工程实践研究，对于此类非对称煤巷具有重要的参考价值。

1 工程地质概况

淮南矿区B6煤层厚2.0～5.5m，平均厚度为3.2m，为结构简单的中厚煤层，局部靠顶部含一层泥岩夹矸，夹矸厚度在0.3～0.5m；煤层倾角平均30°，煤层由北向南倾角在逐渐变大。局部地段煤层顶板含有炭质泥岩的伪顶，厚度0～0.5m。煤层直接顶为灰色砂质泥岩，厚4.0～10.0m，局部直接顶含有不稳定煤线。基本顶为灰色细砂岩，厚3.0～5.0m。直接底为灰褐色泥岩，局部为砂质泥岩，厚1.0～4.0m。老底为浅灰色厚层状中粒砂岩，厚6.0～24.0m。

2 大倾角煤层回采巷道围岩变形特征分析

应用自行研制可旋转平面应变模型架，模型架的长×宽×高=2m×0.2m×1.5m，根据煤层赋存条件和巷道支护特点，设计制作了30°的回采巷道锚杆支护模型(图1)。在模型巷道顶板、两帮和底板分别布置4条位移测线，实验采用经纬仪进行位移观测，数据采集系统为YJD-27型数据采集系统；采用6个液压千斤顶进行加载，加载按相对应力集中系数K为1.12，1.25，1.37，1.5，……，2.5的梯度加载，每次加载间隔时间为3h；同一模型中开挖2条巷道，其标高为-570m和-590m。

图1 物理模拟模型

2.1 顶板围岩变形特征分析

分析顶板岩层的竖直位移和水平位移变化曲线(图2)可见，当液压载荷超过1.87σ0(σ0为原岩应力)时，竖直位移和水平位移才发生明显的变化；当载荷加至2σ0时，顶板岩层在高帮侧发生断裂，当载荷增加到2.12σ0～2.37σ0时，顶板断裂的岩层发生冒落；载荷全部加载结束后，顶板最大竖直位移和水平位移分别为165mm和144mm，可见顶板岩层的运动仍是以竖直方向的下沉为主，但也有明显的水平方向的移动。

图2 顶板围岩位移变化曲线

2.2 高帮围岩变形特征分析

分析高帮围岩位移变化曲线(图3)可得，当液压载荷超过1.5σ0时，巷道高帮水平位移和竖直位移就发生显著的变化；受顶板岩层的下错式移动的影响，高帮煤体在上肩窝处发生剪切破坏，破坏的范围从高帮表面开始，逐渐向深部发展；至载荷全部加载结束，高帮的最大水平位移和最大竖直位移分别为283mm和211mm，可见高帮仍是以水平方向的移动为主，但竖直方向的移动也很明显，大倾角煤巷高帮有沿倾斜层面滑移的趋势。

图3 高帮围岩位移变化曲线

2.3 低帮围岩变形特征分析

当液压载荷超过1.75σ0时，水平位移和竖直位移开始发生显著的变化；当载荷加至2.12σ0～2.25σ0低帮水平位移的变化剧烈程度又有所增加，这主要是由于顶板断裂岩层的下错式移动，使低帮受到较大的挤压力作用；载荷加至2.37σ0后，低帮发生片帮现象；至片帮时，低帮的最大水平位移和最大竖直位移分别是197mm和129mm，低帮煤体以水平方向的移动为主，但也有很明显竖直方向的移动现象(图4)。

图4 低帮围岩位移变化曲线

2.4 底板围岩变形特征分析

大倾角煤层沿空巷道底板鼓起量主要受巷道水平应力分布的影响，即巷道低帮和低帮侧底板煤体受到低帮侧较高的水平应力致使该处煤体受挤压而产生向巷道空间的帮鼓和底鼓(图5)。

图5 30°倾角巷道底板不同深度围岩底鼓量

由以上分析可见大倾角煤层回采巷道不同部位最大水平位移量是高帮>低帮>顶板，最大垂直位移量是高帮>顶板>底板>低帮，表现出了明显的非对称性。因此，对实体煤巷道要重点控制高帮。

3 锚杆支护参数设计

根据新庄孜煤矿5620(6)工作面大倾角煤层地质和开采条件，在分析了大倾角煤层回采巷道围岩变形特征的基础上，采用系统动态监测设计法对5620(6)工作面机巷进行了锚网索支护参数设计，如图6所示，支护步骤和支护参数如下：

图6 5620(6)机巷锚网索支护参数

(1)巷道开挖后随即用高强度预应力锚杆、钢筋网和钢带对巷道围岩进行支护。其中预应力锚杆杆体直径为22mm、长度为2500mm，钢号为HRB400；极限破断力不小于400kN，巷道顶板上预应力锚杆的间距×排距为800mm×800mm，预紧力不小于300kN；巷道高帮上预应力锚杆的间距×排距为700mm×800mm、巷道低帮上预应力锚杆的间距×排距为700mm×800mm，预紧力不小于200kN；位于巷道高帮和巷道低帮的底脚位置上的预应力锚杆的安装方向为俯角15～30°，位于巷道高帮上部位置上预应力锚杆的安装方向为25～45°。钢筋网的钢筋直径为4.5mm，钢筋网长×宽为1700mm×900mm，网格大小为100mm×100mm。钢带为GRT-M4型钢带。

(2)随后在巷道顶板上，位于顶板中央和两侧，包括两肩位置处间隔设置顶板预应力锚索。顶板预应力锚索直径21.6mm、长6300mm，极限破断力不小于470kN、延伸率不小于4%、预紧力不小于250kN；锚索间排距1200mm×1600mm，采用强度不小于1720MPa的锚索钢绞线7股。要求处在顶板中央位置处和偏向低帮一侧位置处的顶板预应力锚索的安装方向垂直于顶板岩层，处在偏向高帮一侧位置处的顶板预应力锚索朝向高帮一侧倾斜，倾斜的角度是与竖直方向呈5～10°。

(3)当巷道掘进5～7d后，在机巷高帮实施高帮预应力锚索，锚索直径为21.6mm，长度为5300mm，预紧力不小于200kN，锚索排距为1600mm，其他规格同顶板锚索。并在巷道中央偏向低帮一侧安设木支柱进行加强支护。

4 支护效果分析

4.1 围岩位移特征分析

对5620(6)工作面机巷回采期间表面位移观测数据整理分析得其变化曲线(图7)。顶底和两帮移近量分别为425mm和340mm，顶底和两帮变化速度分别为15.8mm/d和20mm/d。巷道掘进至距工作面距离为42m后围岩变形趋于稳定，此时顶底和两帮移近量分别为110mm和100mm，顶底和两帮变化速度分别为3mm/d和4.5mm/d。支护方案达到了预期的目标，控制变形效果较好，保障了工作面安全开采，达到了预期的支护效果。

图7 5620(6)工作面机巷表面围岩位移变化曲线

4.2 锚杆(索)受力特征分析

在5620(6)工作面机巷锚杆和锚索受力实测共布置8个锚杆测力计，2个锚索测力计，如图8所示。

图8 锚杆测力计编号

对观测站的锚杆(索)测力计的数据进行分析和整理，得图9所示的变化曲线。

图9 5620(6)工作面机巷锚杆(索)受力变化曲线

(1)锚杆力变化规律 随着工作面回采，锚杆力逐渐加大，当工作面采到距测站11m时，高帮锚杆力达到峰值，随后逐渐降低，当工作面距测站1.8m时，锚杆力低于初始压力。顶板锚杆力的变化滞后于帮锚杆力的变化，高帮上部的锚杆受力大于下部的锚杆受力。

(2)锚索力变化规律 由于锚索预紧力大，回采期间锚索受力缓慢增加，到工作面前方6m左右处，达到最大值。

5 结论

(1)通过对相似模拟的结果进行分析，得到了大倾角煤层回采巷道围岩变形特征。大倾角煤层回采巷道高帮最大水平位移量和最大垂直位移量均大于顶板和低帮。因此，对实体煤巷道要重点控制高帮。

(2)在分析了大倾角煤层回采巷道围岩力学特征的基础上，对5620(6)工作面机巷进行了锚网索支护参数设计。通过对5620(6)工作面机巷进行围岩位移特征分析与锚杆(索)受力特征分析得出：顶底和两帮最大移近量分别为425mm和340mm，围岩变形趋于稳定时，顶底和两帮移近量分别为110mm和100mm。上述锚网索组合支护方案在新庄孜5620(6)机巷得到了较好的应用，达到了预期的支护效果。

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