特厚煤层小煤柱沿空掘巷支护技术研究

张世国，李中伟

(1.兖州煤业股份有限公司，山东 济宁 272000；2.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；3.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013)

随着我国优质煤炭资源的减少、巷道围岩控制技术的发展和降低巷道发生冲击地压灾害概率的需要，越来越多的矿井采用小煤柱沿空掘巷的方式布置回采工作面巷道。一些专家学者对小煤柱巷道围岩控制技术进行了研究，付玉凯等[1]针对深部煤柱留巷围岩控制难题，在分析煤柱留巷围岩破坏机制的基础上，建立煤柱留巷力学模型，分析支护力、采动应力、煤岩体力学属性与莫尔圆间的相互关系，提出深部煤柱留巷“卸-支-注”协同控制技术，有效改善了煤柱留巷的围岩力学属性和应力状态，实现了对王坡矿深部煤柱留巷围岩稳定的有效控制。李学华等[2]分析了6个矿井影响窄煤柱变形破坏的关键因素。柏建彪等[3]数值计算分析了综放沿空掘巷围岩变形情况，同时分析了煤柱稳定性与锚杆支护强度之间的关系。冯吉成等[4]研究了深井大采高工作面不同煤柱宽度下煤柱两侧塑性区分布情况，分析了采掘扰动对巷道变形的影响。朱若军等[5]采用数值计算方法，研究了沿空掘巷不同煤柱宽度和巷道支护强度时煤柱的应力场和位移场。赵启峰等[6]针对谢桥煤矿沿空掘巷工程地质条件，模拟研究了沿空巷道不同阶段覆岩应力分布、围岩变形特征、支护体受力情况，并优化了巷道支护参数。赵国贞等[7]对沿空小煤柱两侧分阶段注浆加固，形成了煤柱、顶煤、顶板组成的超静定悬臂梁结构，促使顶板断裂线的位置从采面侧向邻近面采空区侧移动，减小煤柱应力，从而达到了减小巷道变形、增强巷道围岩稳定性的目的。康红普等[8-15]提出了高预紧力强力锚杆锚索支护技术，在高地应力巷道、沿空留巷、动压巷道和软岩巷道等多种条件下成功应用。本文在对鲍店矿5312运输巷顶帮煤岩体结构窥视分析、强度测试、现有支护问题分析和锚杆预紧力转化试验的基础上，优化了现有支护方案，并进行了井下试验，矿压监测结果表明新支护体系大幅度提高了巷道的初期支护强度，避免了围岩的变形破坏，解决了帮部煤体局部鼓出严重的问题。

1 工程概况

鲍店矿5312运输巷设计走向长度590m，地面标高+43.44～+43.90m，工作面标高-439.4～-492.2m，西距5311采空区4m，5311工作面采空区顶板岩层运动已稳定。5312运输巷受两条断层影响，落差分别为0～3.4m、0～0.6m，断层对巷道局部地段稳定性有影响，巷道不受其它构造影响，5312运输巷布置如图1所示。3号煤，条带状结构，层状构造，裂隙较发育，厚度8.08～9.73m，平均8.65m，f=2.9。直接顶为粉砂岩，厚度1.91～4.55m，平均3.56m，裂隙发育，f=4～6，之上为粉细砂岩互层，厚度6.07～10.86m，平均8.47m，f=6～8。基本底为粉细砂岩互层，厚度17.43～19.42m，平均18.43m，f=6～8。

图1 5312运输巷布置

5312运输巷顶板围岩结构窥视结果表明：顶板有厚度5.7m的3号煤，之上有厚度2.2m的砂质泥岩，之上为砂岩，3号煤结构完整，砂质泥岩整体结构完整、局部纵向裂隙发育，砂岩裂隙较为发育；实体煤侧帮10m范围内，煤体完整性好；小煤柱侧帮0.5m范围内煤体破碎，0.5～2.3m范围内结构完整，有利于锚杆支护能力发挥，2.3～2.9m煤体裂隙发育。

采用自主研制的WQCZ-56型围岩强度测试装置，在窥视孔内对煤岩体强度进行了测试，煤岩体强度测试结果表明：顶板煤体单轴抗压强度平均值为20.13MPa，砂质泥岩单轴抗压强度平均值为52.63MPa；帮部煤体单轴抗压强度平均值为21.19MPa。

综上，从顶帮煤岩体窥视结果和强度测试结果分析，巷道围岩完整性较好，强度较高，易于锚杆锚索发挥支护作用，巷道围岩易保持稳定。

2 现有支护存在的问题及改进措施

2.1 现有支护分析

5312运输巷现有支护方案如下：顶板采用∅22mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm，帮部采用∅20mm×2200mm左旋全螺纹锚杆，间排距为1000mm×900mm，顶帮锚杆杆体屈服强度均为500MPa，顶帮锚杆预紧扭矩均不得低于300N·m，顶板锚杆托板规格为120mm×120mm×10mm，帮部锚杆托板规格为150mm×150mm×10mm。顶板锚杆采用T型钢带连接，T型钢带宽度140mm，长度4700mm，帮部锚杆采用胶带连接。8#金属网护顶和帮。顶板锚索直径21.8mm，长度9000mm，一根布置在巷中，另一根在顶板右侧距离巷中2100mm，间排距2100mm×2700mm。锚索均垂直顶板布置。锚索托板规格为300mm×300mm×20mm。预紧力不得小于200kN。最大控顶距2300mm。

鲍店煤矿5312运输巷现有支护方式巷道变形量较大，帮部局部鼓出严重，经分析认为现有支护主要存在以下问题：①原锚杆托板结构需要优化，主要体现在以下2个方面：托板孔口直径偏小，锚杆与托板易相互“蹩劲”，容易引起锚杆受到剪、扭、弯等复合应力作用发生破断；帮部锚杆托板加工不规范，托板四个角与护表构件呈点接触，托板易剪切护表构件。②锚杆托板和螺母之间没有调心球垫和减摩垫片。调心球垫能够和锚杆托板组成可调心结构，在锚杆承受偏心载荷作用时，能够优化锚杆的受力状态；减摩垫片能够降低螺母和托板之间的摩擦阻力，提高锚杆预紧扭矩和预紧力转化效率，提高锚杆的预紧力。③目前使用的尺寸300mm×300mm×20mm的方形带拱锚索托板存在以下问题：锚索托板不配套调心球垫，锚索容易受托板的剪切，导致锚索破断；托板四个角与金属网或其它护表构件形成点接触，不利于锚索预紧力和工作阻力的扩散，同时托板四个角会剪切金属网或其它护表构件，易破坏护表构件；托板厚度过大，施工不方便且浪费材料。④帮部护表采用胶带护表，护表强度和刚度不足，导致帮部鼓出严重，帮部鼓出进一步导致巷道底鼓和顶板下沉，巷道变形量不断增加。

2.2 锚杆预紧力矩与预紧力转化试验

针对现有支护存在的问题，研发了新型锚杆托板，并配套了调心球垫和减摩垫片。目前减摩垫片的材料主要有塑料和1010尼龙，在实验室研究了塑料、1010尼龙和无减摩三种条件下锚杆预紧力矩与预紧力转化情况，不同减摩措施下锚杆预紧扭矩与预紧力转化结果均值变化曲线如图2所示，从图2中可以看出：1010尼龙减摩效果最好，塑料减摩效果最差，无减摩措施效果居中；同等扭矩下1010尼龙减摩效率较塑料减摩效率高45%以上，在扭矩400N·m以下时甚至高68%以上；塑料与不加减摩垫片相比，预紧力矩与预紧力转化效率约降低10%。根据试验结果，选用1010尼龙材质的减摩垫片。

图2 不同减摩措施下锚杆预紧扭矩与预紧力转化结果均值变化曲线

2.3 支护改进措施

在以上分析研究的基础上，结合锚杆锚索支护技术的研究成果，提出鲍店煤矿5312运输巷支护改进措施如下：

1)研发100mm×100mm×10mm新型方形带拱锚杆托板，配套调心球垫和减摩垫片，减摩垫片采用1010尼龙材质，通过改进锚杆托板和配套调心球垫与减摩垫片，减少锚杆尾部的应力集中、优化锚杆尾部受力状态，提高锚杆预紧力矩与预紧力转化效率，提高锚杆预紧力，提高巷道的初期支护强度，减少围岩的初期破坏，充分发挥围岩自身的承载能力，提高巷道支护的安全状态。

2)研发300mm×300mm×16mm新型方形带拱锚索托板，配套调心球垫，减少甚至避免锚索受托板的剪切，优化锚索尾部受力状态，新型锚索托板底面为平面，降低了锚索托板对煤岩接触面的破坏。

3)帮部护表构件选用T型钢护板，尺寸为中间厚度10mm，长度350mm，宽度230mm，大幅度提高帮部的护表刚度和强度，使锚杆的预紧力和支护阻力能够扩散到距锚杆更远处的煤岩体，提高帮部的支护强度，使帮部形成一个整体，减少帮部局部鼓出导致的帮部大范围破坏。

4)提高锚杆预紧力矩至400N·m，提高巷道的初始支护强度，实现一次支护强度达到控制巷道变形量的需求。

3 现场试验

3.1 支护设计方案

鲍店煤矿5312运输巷为特厚煤层小煤柱沿空掘巷，净煤柱尺寸4m，巷道为梯形断面，沿煤层底板掘进，顶宽5.0m，底宽5.4m，高度3.7m，沿空掘巷支护方案如图3所示。

图3 沿空掘巷支护方案(mm)

1)顶板支护。锚杆杆体为直径22mm左旋无纵筋螺纹钢筋，屈服强度500MPa，长度2400mm，螺纹长度90～120mm，采用两支树脂药卷，一支规格为MSCK2350，一支规格为MSK2370。采用方形带拱高强度锚杆托板，配套调心球垫和1010尼龙垫圈，托板尺寸为100mm×100mm×10mm。采用8#铁丝编织的菱形金属网护顶，网孔规格50mm×50mm，网片规格5200mm×1100mm。T型钢带护顶，凸台厚度10mm，宽140mm，长度4700mm，孔间距900mm。锚杆排距1000mm，每排6根锚杆，间距900mm。锚索直径21.8mm，采用1×19股，最大力总延伸率不小于5.0%，长度8000mm，采用三支树脂药卷，一支规格为MSCK2350，两支规格为MSK2370。锚索托板采用300mm×300mm×16mm高强度托板，配套调心球垫。锚索“二•二”布置，间距2100mm，排距3000mm。全部垂直巷道顶板打设，锚索张拉至250kN。

2)帮部支护。锚杆杆体为直径20mm左旋全螺纹锚杆，屈服强度500MPa，长度2200mm。采用一支树脂药卷，规格为MSK2370，采用方形带拱高强度锚杆托板，配套调心球垫和1010尼龙垫圈，托板尺寸为100mm×100mm×10mm。T型钢护板护帮，中间厚度10mm，长度350mm，宽度230mm。采用8#铁丝编织的菱形金属网护帮，网孔规格50mm×50mm，网片规格3500mm×1100mm。锚杆排距1000mm，每排每帮4根锚杆，间距1000mm。顶帮锚杆预紧扭矩要达到400N·m，但不能超过500N·m。锚杆全部垂直巷道顶板和帮部打设，考虑到施工需要，允许5°误差。

3.2 矿压监测

在巷道掘进40m后，对巷道的顶板下沉量和两帮移近量进行了监测，监测结果可以看出：巷道顶板下沉量16mm，两帮移近量45mm，顶板下沉量在距迎头28m时基本保持稳定，两帮移近量在距迎头35m时基本保持稳定；巷道围岩变形量不大，但是变形持续时间相对较长。

支护方案改进后支护效果较原支护方案有了极大的改善，通过提高锚杆预紧力、优化锚杆支护构件和护表构件，大幅度提高了巷道的初期支护强度，避免了围岩的变形破坏，解决了帮部煤体局部鼓出严重的问题。

4 结 论

1)3号煤结构完整、煤体单轴抗压强度超过20MPa，顶板砂质泥岩整体结构完整、局部纵向裂隙发育，砂岩裂隙较为发育，砂质泥岩单轴抗压强度平均值为52.63MPa，在4m小煤柱下，煤柱帮破坏范围0.5m。巷道围岩地质条件较好，巷道主要破坏形式为帮部局部鼓出。

2)在实验室试验了不同减摩措施下的减摩效果，1010尼龙减摩效率较塑料减摩效率高45%以上，在扭矩400N·m以下时甚至高68%以上，塑料减摩效率与不加减摩垫片相比，减摩效率约降低10%。根据试验结果，选用1010尼龙材质的减摩垫片。

3)在研发新型锚杆锚索托板、采用T型钢护板新型护表构件和提高锚杆预紧力矩至400N·m的基础上设计了支护方案，井下试验结果表明大幅度提高巷道的初期支护强度，可避免围岩初期变形破坏，充分发挥围岩的自承载能力，解决了帮部煤体局部鼓出严重的问题。