宽沟煤矿I010101上顺槽掘进过断层破碎带全锚索支护技术研究

李 亮

（国家能源集团新疆能源有限责任公司，新疆 昌吉831200）

0 引言

随着社会工业资源需求与供给仍不匹配[1]，同时伴随着浅部资源的开发殆尽，在生产技术及管理水平不断提高的前提下，煤矿深部资源的开采逐步发展起来；但是开采深度越深，煤层赋存的地质力学环境就愈发复杂[2]。特别是在生产过程中遇到的局部地质构造，而在这种地质构造中断层的存在，对于矿井的安全高效生产带来了严重威胁[3]。掘进巷道在穿过断层破碎带阶段的支护问题是采煤工艺中最为复杂与困难的工程技术问题[4-7]。本文以国家能源集团新疆能源有限责任公司宽沟矿I010101上顺槽掘进工作面为研究内容，分析了全锚索支护的支护原理[8]，并提出了全锚索支护方案，通过现场实测数据表明应用效果良好，经济效益显著。

1 工程地质基本情况

1.1 工程地质概况

煤层赋存于中侏罗统西山窑组地层（J2x）中，总体形态为走向N W-SE向北倾的缓倾斜单斜构造，岩层倾向10°～30°，倾角10°～20°。井田内含煤9层，掘进工作面将揭露B1煤层。

B1煤层位于侏罗系中统西山窑组第一段（J2x1）下部，上距B2煤层间距35 m，煤层厚6.6 m，含矸0～1层，结构简单，煤类为31N不粘煤。煤层顶板岩性多为粉砂岩、泥岩及炭质泥岩，有少量的粗粒砂岩；底板岩性为泥岩、粉砂岩及少量的炭质泥岩和粗粒砂岩。

顶板岩性以粉砂岩、泥岩及砂质泥岩为主，细粒砂岩、粗粒砂岩次之，厚度0.30～34.22 m。泥岩、砂质泥岩和粉砂岩厚度为0.6～12.49 m，平均5.19 m，薄-中厚层状，饱和抗压强度25.01～49.00 MPa，平均35.39 MPa，弹性模量平均2.54 GPa，泊松比平均0.20，软化系数平均0.65，强度软弱-半坚硬，属软化岩石，岩体质量坏～中等，易破碎，遇水略有膨胀，易破碎垮落，顶板维护困难。中粗砂岩和细砂岩厚度0.98～24.98 m，平均11.53 m，厚层状，饱和抗压强度42.69～61.3 MPa，平均52.05 MPa，弹性模量平均3.34 GPa，泊松比平均0.18，软化系数0.71，强度半坚硬-坚硬，属软化岩石，裂隙节理较发育，岩体质量中等-良，中等冒落。为易冒落～中等冒落顶板。

矿区构造受区域构造的影响，总体形态为走向N W-SE向北倾的缓倾斜单斜构造。岩层倾向总体变化不大，由于南部基岩露头煤层火烧，除局部地层岩层倾角较陡，总体来看，沿倾向和走向上产状基本上没有变化。

受区域构造的控制，矿区内褶皱不发育，断裂展布与区域构造线一致。

根据三维地震资料及已揭露巷道情况分析：掘进前方存在局部小的地质构造，造成节理、裂隙发育，且掘进过程中将会揭露煤层顶底板煤岩交界处，煤岩交界处层理发育易破碎垮落，煤层顶板难控制。

1.2 研究区域断层分布特征

矿区构造受区域构造的影响，总体形态为走向N W-SE向北倾的缓倾斜单斜构造，岩层倾向14°～20°，倾角12°～16°。岩层倾向总体变化不大，除局部地层岩层倾角较陡，总体来看，沿倾向和走向上产状基本上没有变化。

工作面煤层走向大致为104°～110°，根据三维地震报告，掘进巷道周围有1条D F1断层（倾角60°，落差0～5 m）；在上部B2煤层I010203上顺槽工作面掘进过程中揭露3条断层（其中F11-12断层未揭露断层面，参数无法测定），而且在煤层中存在不少褶曲构造及裂隙发育的破碎带，对I010101上顺槽工作面掘进有一定影响。

D F1断层位于I010101上顺槽190～250 m以北40 m处，F11-7断层位于I010101上顺槽820 m处,F11-10断层位于I010101上顺槽1 035 m处,F11-12断层位于I010101上顺槽1 035～1 422 m处。

在I010101上顺槽掘进至D F1断层处时掘进支护困难。煤的层间滑动、塑性形变，导致此处采用常规支护手段难以实现对巷道围岩控制，具体见图1。

图1 I010101上顺槽断层示意图

2 全锚索支护方案研究

2.1 支护原理

在破碎围岩或者断层破碎带区域进行支护时，首先考虑的支护理论应为一次高预应力强力支护理论。该理论强调在支护系统的初期就应该大幅提高支护的刚度与强度，使软弱、节理化的岩体能够保持围岩稳定性，其在施工过程中的变形能够得到有效控制。同时采用一次高预应力强力支护措施，能够实现使用一次支护可以达到施工要求，在最大程度上节约了人力、物力的重复使用[9]。然而实现一次高预应力强力支护应同时符合下列3个条件：①在支护初期，使用一次强力支护系统强度与刚度满足设计要求，能够对离层、滑动、裂隙张开等不连续变形进行有效控制，使围岩在最大程度上保持完整；②支护系统延伸率满足施工要求，支护系统整体的位移允许巷道围岩能够产生一定连续变形和整体位移；③支护系统可操作性强，能够迅速应用于现场，并实现快速作业。

在一次高预应力强力支护理论中，全锚索支护的作用主要表现在以下2个方面：①改变支护预应力承载结构，大大提高承载体稳定性能，同时能够实现深部围岩自稳；②提供给承载体较大预紧力，将锚杆、锚索的支护形成一个整体，保持围岩完整性[10]。

2.2 支护方案设计

2.2.1 原支护方案

原支护方案主要以锚杆支护为主，锚杆主要选用规格为ϕ22 mm，长2 500 mm的左旋螺纹钢锚杆，同时进行150 mm×150 mm冷拔丝金属网配合支护。但是由于断层构造影响，且顶底板岩性多以泥岩为主，掘进巷道围岩破碎，使得巷道围岩变形难以被锚杆支护系统所控制。加之施工对巷道围岩的二次破坏，在巷道顶板及两帮多处位置出现了脱锚、掉锚等多种锚杆失效形式。

2.2.2 全锚索支护方案

一般长度越大，锚索的支护效果越好。然而锚索长度的加大，施工难度及支护成本将成倍增加，同时会使掘进速度大大降低。因此，在充分发挥支护系统支护性能的同时，兼顾巷道维护成本，应对锚索的规格进行计算选择，通过计算得到2种符合条件的锚索，分别为ϕ22 mm×8 500 mm的长锚索和ϕ22 mm×5 000 mm的短锚索。

通过前人经验[11]初步确定了使用全锚索的巷道支护方案，顶板全采用7股钢绞线锚索，选择2种规格锚索交替配合布置，同时应用短锚索代替锚杆，金属网、Ω型钢带通过长锚索悬吊至老顶；间排距采用800 mm×800 mm；两帮采用锚杆与锚网配合支护，支护参数及规格不变，具体布置见图2。

图2 全锚索支护系统布置方案图

3 工程实践

3.1 观测内容及测站布置

掘进过程种对巷道进行多项矿压检测，主要包括巷道移进情况、顶板离层距离、锚索受力情况等。

为方便观测，使用巷道收敛变形仪对巷道两帮及顶底板移近情况进行监测，每隔5 m布置1个测站，每日收集数据；使用顶板离层仪对巷道顶板离层情况进行监测，与巷道收敛变形仪交替布置，每隔5 m布置1个测站，每日收集数据；使用锚杆测力计对锚杆进行受力监测，每隔4架进行1次数据采集，每日收集数据。

3.2 应用监测与评价

通过分析巷道收敛变形仪、顶板离层仪以及锚杆测力计每日收集数据，形成了顶板离层曲线，两帮移近量曲线，顶底板移近量曲线以及锚索受力曲线，见图3—图6。

图3 巷道顶板离层曲线

图6 锚索受力曲线

1）顶板离层量。在距工作面60 m处，顶板的离层量逐渐稳定，离层高度28～34 mm，平均为31 mm。

2）两帮移近量。巷道两帮变形在远离施工作业面后逐渐趋于稳定，距掘进面65 m处不再发生变化，此时的最大移近量为58～61 mm，平均为60 mm。

3）顶底板移近量。同样，也是在远离施工作业面后逐渐趋于稳定，基本不变时距离施工作业面为45 m，顶底板移近量为60～65 mm，平均值为62 mm。

4）锚索受力。在掘进面后方10 m位置处出现锚杆受力增加现象，在到达掘进面后方50 m处趋于稳定，此时的锚索平均受力为190 k N。

通过收集获取的矿压观测统计数据分析可知，应用全锚索支护，巷道表面位移能够得到有效控制，支护效果远好于原支护设计效果。从锚索测力计统计数据看，锚索从预应力50 k N，最终在施工5 d后，即施工作业面后方35 m位置处达150 k N，10 d后达190 k N左右并保持长期稳定。

图4 巷道两帮移近量

图5 巷道顶底板移近量

4 结论

1）根据I010101上顺槽巷道实际地质采矿条件，利用一次高预应力强力支护理论，对采用全锚索支护进行了理论分析并提出支护方案，通过计算选取规格为ϕ22 mm×8 500 mm的长锚索和ϕ22 mm×5 000 mm的短锚索进行巷道支护，2种规格锚索交替配合布置，间排距采用800 mm×800 mm，同时应用金属网、Ω型钢带配合锚索进行支护。

2）利用巷道收敛变形仪、顶板离层仪以及锚杆测力计对掘进巷道矿压进行观测，结果表明：离层量在距工作面60 m位置处稳定，离层高度为28～34 mm，平均值为31 mm；巷道两帮变形在距离掘进面65 m处稳定，最大移近量为58～61 mm，平均值为60 mm；顶底板移近量在距离45 m处不再变化，顶底板移近量为60～65 mm，平均值为62 mm；锚索受力在施工5 d后达150 k N，10 d后达190 k N左右并保持长期稳定。全锚索支护能够提高围岩破碎巷道的支护强度，并且能够使巷道维持长期稳定。