邻空动压影响巷道支护技术研究

薛旭辉，张 剑

(霍州煤电集团 技术研究院，山西 霍州 031400)

1 地质概况

干河煤矿一采区2 -1021 巷沿2#煤层顶板掘进，煤层平均埋深为500 m，煤层厚度4.2 m，煤层平均倾角4°，为近水平煤层。煤层综合柱状图见图1.

图1 煤层综合柱状图

2 -1021 巷位于井下+80 水平一采区的左翼，北侧为+80 水平西翼3 条大巷，西侧为实体煤，南侧为2 -106 工作面采空区，2011 年3 月回采完毕。巷道布置见图2.

图2 2 -1021 巷布置示意图

2 原设计存在的问题

2 -1021 巷设计矩形断面，宽× 高=5. 0 m ×3.8 m，采用锚网梁索支护，顶锚杆选用d22 mm、长度2 500 mm 的高强锚杆，间排距800 mm×800 mm;顶板锚索采用d21.6 mm、长度8 200 mm 的7 股低松弛钢绞线，每排3 根或2 根，交替布置，排距为2.4 m，再辅助钢筋托梁和菱形铁丝网护顶。巷道两帮支护材料、锚杆间排距与顶板相同，无锚索。设计锚杆预紧扭矩180 N·m，锚索预紧力为100 kN.原支护设计见图3.

图3 2 -1021 巷原支护设计图

2 -1021 巷原支护设计存在的问题:

1)锚杆托板。

锚杆配套d130 mm ×8 mm 碟形托板，经实验室检测，该托板存在明显的弊端，数据见图4. 主要表现在以下方面:a)托板承载能力较低，与使用锚杆杆体强度不相匹配。b)托板结构存在设计缺陷，无法与调心球垫和减摩垫片相配套。c)托板的拱形高度设计偏低，与锚杆杆体的协调变形不一致。

图4 锚杆托板实物及加载试验图

2)钢筋托梁。

钢筋托梁采用d12 mm 钢筋焊接而成，宽度仅为54 mm，结合井下使用情况，存在以下缺陷:a)支护表面积过小，且钢筋托梁与托板和围岩均为线接触，不利于锚杆预应力扩散;约束围岩范围有限。b)使用过程中受力后，容易被扭曲变形而减弱支护作用，且局部焊接不牢易导致焊点开裂。c)两帮采用钢筋托梁需先弯起，再放下，影响施工速度。

3)顶板存在角度锚杆。

角度锚杆的缺点:a)通过霍州煤电干河矿、回坡底矿、团柏矿掘进工作面锚杆扭矩转换实验结果表明，相同预紧扭矩下角度锚杆会降低锚杆预紧扭矩转换效率，见图5. b)林建等［1］通过数值模拟及其对他各矿务局锚杆破断现象研究发现，角度锚杆有使围岩中压应力区相互分离，减弱支护效果;使角锚杆受力偏小，甚至受压;使锚杆尾部螺纹受力状态恶化，增加尾部螺纹破断机率的缺点。

图5 不同角度锚杆扭矩转换实验示意图

4)锚杆锚索预应力偏低。

2 -1021 巷原设计锚杆预紧扭矩为180 N·m，锚索预紧力为100 kN. 通过实验得出，d22 mm 的BHRB335 锚杆的屈服载荷为130 kN，d21.6 mm 的锚索索体破断载荷为520 kN. 井下现场锚杆预紧力转换实验结果表明，预紧扭矩180 N·m 时所产生的预紧力均低于30 kN. 康红普［2］在锚杆锚索预紧力初始值的选择中提出，锚杆预紧力为杆体屈服强度的30% ～50%，锚索预紧力初始值应达到索体破断载荷的40% ～70%. 因此，原设计锚杆锚索预应力偏低，影响了锚杆支护作用的发挥，通过分析，提出了高预应力锚网索联合支护技术。

3 支护方案设计［3-6］

2 - 1021 巷设计断面矩形，宽× 高= 5 m ×3.8 m，采用锚网索联合支护方式。顶板布置6 根屈服强度为335 MPa、d22 mm、长度为2 500 mm 的左旋无纵肋螺纹钢锚杆，选用1 支规格为CK2340，1 支规格为Z2360 树脂锚固剂加长锚固，配套规格为150 mm×150 mm×8 mm，承载力≥206 kN 的拱形高强度托板，调心球垫和减摩垫圈及280 mm ×450 mm ×4 m钢护板。锚杆间排距900 mm ×1 000 mm，垂直顶板安装，要求初始预紧扭矩不低于400 N·m. 锚索采用d21.6 mm，7 股高强度低松弛预应力钢绞线，长度5 300 mm，采用1 支CK2340 和2 支Z2360 树脂锚固剂，间排距1 800 mm×2 000 mm，锚索安装在2 排锚杆间顶板中部。用300 mm×300 mm×14 mm拱形高强锚索托板，配调心球垫，锚索张拉预紧力:250 ～300 kN. 两帮支护材料与顶板相同，巷道两帮支护参数相同，帮锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm，巷道锚网索联合支护方式设计示意图见图6.

图6 2 -1021 巷锚网索联合支护设计示意图

4 应用效果分析

1)巷道表面位移监测数据分析［7］.

2 -1021 巷为沿空掘进巷道，掘进过程中受到2 -106 回采工作面影响顶板有明显响声，2 -1021巷掘进期间两帮移近量观测曲线见图7.

图7 2 -1021 巷掘进期间两帮移近量观测曲线图

由图7 可知，巷道开挖后前两天内两帮移近量变化较快，可达总变形量的60%，在巷道开挖10 天后两帮移近量趋于稳定，巷道两帮最大移近量为120 mm.

2 -1021 巷回采期间两帮移近量观测曲线见图8，从距回采工作面150 m 起连续观测至回采超前段30 m 处，两帮最大收敛量为185 mm，满足巷道在回采期间的正常使用，避免了回采期间的巷道返修。

图8 2 -1021 巷回采期间两帮移近量观测曲线图

2)经济效益分析。

统计试验巷道掘进速度和支护成本，分析试验巷道技术经济效益。原巷道平均月进尺为180 m，新支护设计通过提高单根锚杆受力，放大锚杆间排距，平均月进尺为240 m，掘进时最高月进尺为303 m，平均月进尺提高33%. 新设计支护材料成本增加81 元/m，综合计算进尺提高和回采期间维护费用，2 -1021巷累计创造效益110 余万元。

5 结 论

1)干河煤矿2 -1021 巷原支护设计存在支护构件不匹配、角度锚杆、锚杆锚索预应力偏低、锚杆间排距设计不合理等问题，影响巷道掘进单进水平且不能满足回采期间巷道正常使用。

2)新支护设计通过使支护材料构件间合理匹配，提高单根锚杆锚索支护强度，降低了锚杆锚索支护密度。使用W 钢护板替代锚杆托梁，优化了锚杆施工工艺流程。

3)高预应力锚网索联合支护技术，提高了掘进期间的单进水平及邻空动压巷道结构的整体性，巷道掘进期间的最大变形量为120 mm，回采期间的最大变形量为185 mm，满足掘进、回采期间的正常使用，避免了回采期间的返修。

［1］ 康红普，王金华，林 健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用［J］.煤炭学报，2007，32(12):1233 -1238.

［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，2009:87 -90.

［3］ 张 剑，刘爱卿.杜儿坪矿低位瓦斯抽放巷支护技术研究［J］.煤炭技术，2014，33(11):114 -117.

［4］ 刘立明，张 农，张念超.深部煤巷围岩强化控制在谢桥矿的应用［J］.煤炭工程，2010(12):27 -29.

［5］ 张 农，高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用［J］.中国矿业大学学报，2004，33(5):524 -527.

［6］ 张 剑，刘爱卿.巷道群应力场分布特征的数值模拟研究［J］.煤炭工程，2014，46(12):81 -83.

［7］ 康红普，姜铁明，高富强.预应力锚杆支护参数的设计［J］.煤炭学报，2008，33(7):721 -726.