动压高抽岩巷高预应力支护技术研究与应用

冀建国

（阳泉煤业（集团）有限责任公司一矿，山西 阳泉 045008）

1 巷道概况

81304工作面井下位于十三采区西翼的南部，工作面布置进风巷一条，回风巷一条，走向高抽巷一条，低抽巷一条。其中走向高抽巷为15号煤上方布置的岩巷，作为工作面专用瓦斯抽放巷道。其中相邻的81302工作面已回采完毕，81306工作面尚未回采。81304高抽巷与邻近巷道的层位关系：巷道位于15号煤层上方，距离15号煤层垂直距离约42 m；巷道距离本工作面低位抽采巷水平距离约35 m，距离本工作面回风巷水平距离约65 m。

巷道地面标高1148～1260 m，井下标高672～714 m，为全岩巷道，设计长度1800 m。煤层倾角最大11°，最小2°，平均7°左右。试验巷道以石灰岩为标志层，沿其下部砂质泥岩层掘进的全岩巷道。巷道直接顶为灰黑色石灰岩，厚度约3.9 m；基本顶为灰黑色砂质泥岩，厚度约9.2 m；巷道底板为灰黑色砂质泥岩，厚度约4.0 m；该区域总体构造形态为一单斜构造。

本工作面上方有K2石灰岩、、K3石灰岩等含水层，因此该区域在掘进过程中局部地段可能会出现顶板淋头水现象。巷道上方地表为山坡沟谷地带，埋藏深度500 m以上，雨季期间，地表积水对巷道正常掘进无影响。根据临近十三采区轨道巷、西副巷的采掘水文地质情况，预计该面掘进时最大涌水量2 m3/h，正常涌水量0.2 m3/h。在掘进过程中，禁止越界开采，应进行探测和疏排，坚持“预测预报，有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。

2 原方案评价分析

1）顶锚杆布置。顶锚杆使用Ф18 mm×1800 mm的圆钢锚杆，每排布置6根，间距为840 mm，排距为900 mm。

2）锚索布置。锚索使用Ф17.8 mm×5200 mm的钢绞线，每隔一排布置2根补强锚索，第一排布置在2、4眼，间隔一排布置在3、5眼。

3）帮锚杆布置。帮锚杆每帮每排布置2根，锚杆间距从顶板往下依次为400/900/1300 mm，使用Ф18 mm×1800 mm的圆钢锚杆，排距为900 mm。

在原支护进行施工地点巷道范围内，顶板整体完整，局部有破碎，下沉控制在100 mm，部分段有少量锚索破断。在局部顶板不佳地段，出现破碎网包，有塌顶现象。巷道两帮有一定破坏，出现托板损坏，片帮掉矸，从而造成锚杆失效，支护效果不好。巷道两帮锚杆托板护表面积小，造成的预应力扩散效果较差，加之锚杆锚索的预应力偏低，两帮支护问题较大。

3 巷道新支护方案

3.1 顶板支护

1）顶锚杆布置。顶锚杆使用Ф20 mm×2000 mm的圆钢锚杆，每排布置6根，间距为840 mm，排距为900 mm。

2）锚索布置。锚索使用Ф17.8 mm×6200 mm的钢绞线，每隔一排布置2根补强锚索，锚索布置在两排锚杆中间（距帮为1410 mm，间距为1680 mm）。锚索必须锚固到顶板上方稳定岩层中1 m以上，预紧力不小于230 kN。

帮锚杆布置：帮锚杆使用Ф20 mm×2000 mm的圆钢锚杆，每帮每排布置2根，锚杆间距从顶板往下依次为400/900/1300 mm，排距为900 mm。

顶板破碎时采用“锚杆+锚索+双层经纬金属网”联合支护。排距缩小为800 mm。其他支护材料不变。

3.2 巷道交叉点支护

3.2.1 锁口方式

巷道开口前采用“锚索+钢带”进行锁口支护，如果交叉点为丁字口，钢带呈“一”字型布置，如果交叉点为十字口，钢带呈“口”字型布置，锁口锚索必须覆盖全断面并向两端各延伸不小于5 m。

巷道开口5.0 m范围内进行加强支护，排距缩小为800 mm，每排布置1根规格不小于Ф17.8 mm×5200 mm的补强锚索。

3.2.2 支护材料

锁口锚索使用Ф21.6 mm×7200 mm的钢绞线，锚固剂使用MS双速23/120型树脂锚固剂，托梁使用长为5 m的3眼W钢带。如果封口两端巷道宽度不达5 m时，托梁使用长为3 m的3眼W钢带。

巷道断面支护布置如图1所示。

图1 巷道断面支护布置图（mm）

4 施工工艺

1）临时支护形式。临时支护采用DN28-200/90或DN25-250/90型内注式单体液压支柱（配备不少于8根），配合矿规定的标准鞋帽（帽：不小于1.2 m长的优质中道木，鞋：Ф220 mm圆木两面取平、厚度100 mm以上，长400 mm）。每循环支设不少于4根，根据顶板劈口，围岩情况，可调整临时柱的间距或增加柱的数量，但必须采取先支后回的原则，打注锚杆、锚索必须在临时支护下作业，任何人不能进入空顶区。

2）工艺流程。进入工作面前由工长进行工作面隐患排查，确认顶帮支护、瓦斯、安全设施等无隐患后，开始进行作业；现使用两部气腿凿岩机进行炮眼施工，按照一炮三检进行放炮；由工长按照要求进行敲帮问顶，并支设临时支护，完成后方可进入工作面进行永久支护，先支护顶板，在支护两帮；支护完成后，检查施工质量，全部达标后进入下一个循环作业。

5 矿压监测分析

为确保支护安全和对比两种方案支护效果，专门制定矿压观测方案，在新支护井下试验期间，共进行了两组矿压监测测站安装。第一组位于790 m处；第二组位于860 m处。进行矿压数据采集共计用时两个月，全为掘进期间监测。

1号测站巷道表面位移监测曲线如图2，顶板最大下沉量约27 mm，两帮最大移近量约55 mm。

图2 测站表面位移监测曲线

2号测站巷道表面位移监测曲线如图3，顶板最大下沉量约20 mm，两帮最大移近量约25 mm；考虑到巷道断面尺寸，巷道变形整体来看较小，满足当初预计的变形要求。从变形时间来看，巷道的变形量主要集中在掘进工作面30 m范围内，超过此范围巷道的变形量趋于稳定，巷道围岩变形量和变形速度较小。

图3 测站表面位移监测曲线

巷道整体支护效果很好，说明巷道掘进期间围岩变形得到有效的控制。

顶锚杆初始预紧力在25～80 kN之间，平均值约50 kN，之后锚杆预紧力变化较为稳定，总体来看锚杆受力相对稳定，变化幅度不大。2号测站帮锚杆获得初始预紧力在19.7～27.8 kN范围之间，平均值约23.75 kN，之后锚杆预紧力变化幅度较为稳定，帮锚杆工作阻力保持在20.1～27.8 kN范围之间，平均值23.95 kN。锚杆受力涨幅不大，如下页图4。锚索初始预紧力位120 kN、178 kN，之后锚索受力值变化不大，直至稳定，如图5。

图4 顶帮锚杆受力变化曲线

图5 顶锚索受力变化曲线

通过两组锚杆锚索受力监测分析，结合前述巷道位移变形，巷道锚杆锚索均处于正常作用范围内，且起到主动及时支护作用，巷道表面位移也相对较小，处在允许变形范围内。说明巷道围岩变形得到有效控制，巷道处于安全状态，能够满足煤矿正常生产需要。