铁喇矿区大倾角富水煤层巷道锚网索支护技术研究①

摘 要：针对铁喇矿区昊源煤矿B9煤层富含水、倾角大、煤质硬、顶底板稳定性较差的赋存特征，分析了高强预应力锚杆支护技术特点及优势，并在904运输平巷开展了锚网索支护工程实践，设计了详细支护方案、参数及相关施工要求，现场矿压观测结果表明菱形巷道掘进影响范围约为25 m，表现出“顶板下沉量>高帮移近量>底鼓量>低帮移近量”的变形特点，最大断面收缩率约为13%，为西部矿区同类巷道实施高强预应力锚杆支护提供了借鉴。

关键词：铁喇矿区 大倾角 富水煤层 巷道 锚网支护

中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2013）07（c）-0073-04

自1955年首次使用锚杆支护以来，我国锚杆支护技术发展历经曲折坎坷，只是在近20年内相关技术及理论研究才取得较大突破，特别是煤矿巷道锚杆支护技术，研究成果丰硕[1]，促使锚杆支护成为中东部矿区巷道的主体支护方式。但随着东部资源日渐枯竭，煤炭开采加速西部转移，受开采技术水平地域性限制，巷道支护领域的最新研究成果未能在西部矿区得到大范围应用，直接制约着西部矿区的安全、高效、持续生产。

铁喇矿区昊源煤矿隶属于徐矿集团新疆塔城铁煤能源有限公司，矿井为近距离煤层群赋存，各主采煤层多含夹矸层，倾角大（局部超过40°）且富含水，煤质较硬。

1 工程地质概况

昊源煤矿904回采工作面采用走向长壁综合机械化采煤法开采B9煤层，自由垮落法管理顶板。B9煤层位于中侏罗统西山窑组，煤层结构较简单，赋存较稳定，煤厚1.2～2.1 m，平均1.73 m；上距B10煤层0.11～29.11 m，下距B8煤层15.66～32.95 m；904工作面范围内B9煤层倾角为8～25°，平均15°；属于典型的含水煤层，原煤水分较高，平均达11.06%。

904运输平巷设计施工长度705 m，巷道埋深约300 m。B9煤层地质综合柱状图如图1所示，顶、底板岩石物理力学实验结果见表1。显然，B9煤层顶、底板以泥岩为主，炭质泥岩次之，局部为泥质粉砂岩、细砂岩。与普通泥质砂岩、泥岩相比，顶、底板岩石比重多在2.61～2.78 t/m3之间，抗压强度多低于40 MPa，均与普通泥质砂岩、泥岩相当；但顶、底板岩石抗拉强度一般小于1.5 MPa，抗剪强度小于6.3 MPa，均低于普通泥质岩石；同时，顶、底板岩石孔隙率和吸水率偏高。因而B9煤层顶、底板稳定性较差。（如图1表1）

2 高强预应力锚杆支护技术

随埋深、应力环境、采动影响等条件的恶化，巷道围岩支护所需支护强度不断提高，致使我国锚杆支护曾经历了“单独强调杆体强度”的发展阶段，并按照锚杆杆体的屈服强度σs将锚杆分为普通锚杆（σs<340 MPa）、高强锚杆（340 MPa≤σs<600 MPa）和超高强锚杆（σs≥600 MPa）[2]。相关研究表明[3]，煤层巷道开挖后在其顶板通常会形成1～2 m厚的松动层（顶板煤岩互层），其负荷约为20～40 kN/m2，这一负荷远大于普通锚杆支护的初始锚固力（预应力），而远小于锚杆杆体的区服强度。低预应力支护，抑或无预应力支护只能在围岩产生较大的变形后，才能对围岩变形破坏形成“低效”约束。单独强调杆体强度而忽视预应力提高的锚杆支护技术未能在工程应用中取得较好的支护效果[4]。

高强预应力锚杆支护就是在施工、安装过程中，及时给锚杆或其它支护构件以很高的张拉力，并传递到围岩深部。其技术优势在于：（1）给巷道围岩以主动的压应力，及时改变巷道围岩为三向应力状态，使围岩在变形初期即受到锚杆支护的有效约束作用，大大降低围岩的初始变形量；（2）消除顶板中部的拉应力区，使得顶板锚固区以内的岩层加固形成类似刚性的板并处于三向受压状态，阻止水平应力作用下的顶板剪切、拉伸破坏，消除或减缓锚固区内弱面离层现象；（3）使垂直压力均化到巷道两侧纵深范围，减缓两帮围岩的应力集中程度，缓和片帮现象，变被动支护条件下的“先护帮，后控顶”为主动支护条件下的“先控顶，后护帮”。

在高强预应力锚杆支护的基础上，结合现场锚杆支护失效案例分析，从系统角度进一步提出了“三高”锚杆支护技术，即高预应力、高刚度、高强度的锚杆支护[5]。高刚度强调提高与锚杆支护相配套的金属网、托盘和钢带等构件的抗变形能力，通过支护构件较小变形量即可“换来”支护阻力的快速的增高，达到高增阻的工作状态。高强度强调提高锚杆杆体、配套扭矩螺母、专用碟形托盘等构件的强度，以适应动压、大变形等围岩破坏因素，达到“高阻让压”的工作状态，有效限制围岩变形。

3 具体支护方案

3.1 初期支护实践

昊源煤矿曾对煤层巷道进行过锚杆支护工程实践，实际支护效果表明，对此类煤巷软弱破碎顶板采用普通锚杆支护（圆钢φ16～18 mm，L1800～2000 mm）时，极易发生顶板垮冒事故，严重影响综掘设备的生产能力与安全施工，致使一线技术人员一度认为“锚杆支护在铁煤行不通”。目前，昊源煤矿对于此类近距离含水煤层群软弱围岩煤巷的支护普遍采用矿用工字钢支架被动支护，不仅支护成本高，回收支架工作量大，而且支护状况极差，安全隐患多，突发事故概率高，部分地段经多次修复仍无法满足生产需求，严重影响矿井的安全、高效、持续生产。而类似904运输平巷的回采巷道，作为设备、人员、材料、煤矸等出入工作面的咽喉，巷道的稳定对于工作面的安全生产具有重要意义。因此，很有必要对此类巷道的支护方案进行优化。

3.2 成巷方案及具体支护参数

为尽量减小掘进开挖对巷道围岩所造成的破坏，避免使本身强度较低的复合软弱顶板愈加破碎，昊源煤矿904运输巷的掘进方式采用沿煤层顶板按中线掘进，巷道断面形状决定选用菱形断面。巷道掘进宽度4200 mm，掘进高度（中高）2400 mm，其中高帮3200 mm，低帮1600 mm，如图2所示。

（1）顶板采用锚网梁索联合支护，施工6根规格为φ18×2400 mm等强锚杆，间排距为800×800 mm；金属梁采用φ10 mm圆钢自制，规格为3000×100 mm（长×宽）；金属网采用12#铁丝编制菱形金属网，规格为2000×1000 mm（长×宽），网孔尺寸为80×80 mm。

（2）两帮采用锚网梁支护，高帮施工4根规格为φ18×2200 mm等强锚杆，间排距为900×800 mm；低帮施工2根与高帮相同规格的锚杆，间排距为1000×800 mm；金属梁、金属网规格同顶板。

（3）顶板锚索采用“2-0-2”的形式布置，每隔2排锚杆布置1组（2根）锚索，钻孔施工于两排锚杆中间位置，孔深5.0 m；锚索钢绞线规格为φ18.9×5300 mm，外露不超过300 mm，间排距为1600×1600 mm；锚索全部采用250×250×18mm专用托盘，采用1节K2350快速树脂药卷和3节Z2350中速树脂药卷进行加长锚固。

（4）锚杆托盘规格均为150×150×10 mm；螺母与锚杆相匹配；锚杆均采用2节Z2350中速树脂药卷进行端部锚固。

3.3 施工工艺要求

（1）巷道顶板靠近两帮的两根锚杆垂直于巷道顶板向外20°施工，两帮靠近顶、底板的锚杆亦垂直于巷道帮部向外20°施工，以提高巷道围岩应力集中区域的支护强度。

（2）根据昊源煤矿所用锚杆索规格，确定施工中锚杆的预紧力不低于60 kN，锚索的预紧力不低于90 kN。

（3）锚索施工滞后掘进迎头不超过4 m，锚索张拉滞后锚索锚固1 h左右；采用气扳机对锚杆螺母进行二次及时紧固，滞后时间不得超过2～3天，最终扭矩不小于300 N·m。

（4）铺网时应从顶板中部向两边铺网，顶网必须过肩窝，顶网与帮网在肩窝处重合高度不小于500 mm，即肩窝处铺双层网。

（5）根据围岩赋存及淋水状况，尽量选择在两帮下部施工导水孔，进行集中排水，减小煤层水对巷道围岩的弱化程度。

（6）通过淋水区、断层带、应力集中区等特殊构造带时，应适时缩小锚杆排距，加密顶板锚索，顶帮破碎区域敷设双层金属网；断层面前后及应力集中区，在高帮靠上部位打注锚索补强，防止片帮、剪滑。

4 现场矿压观测及支护效果

在904运输平巷掘进过程中，对锚网梁索联合支护效果实施现场矿压观测，主要观测内容为距巷道掘进迎头不同距离时巷道断面的收缩量，观测结果以巷道围岩表面位移曲线表示，如图3所示，巷道实际支护状况实照如图4所示。

总体而言，在巷道掘进过程中围岩表面各部位收缩量表现出“顶板下沉量>高帮移近量>底鼓量>低帮移近量”的特点；其中两帮移近量的最大值为165 mm，顶底板移近量最大值为198 mm，巷道最大断面收缩率约为13%。在距掘进迎头0～25 m范围内，巷道围岩变形剧烈，围岩变形量快速增长；超过25 m后，巷道围岩变形量逐渐趋稳，围岩与支护结构间形成新的平衡，巷道亦趋于稳定状态。在巷道两帮移近中以高帮向巷内的移近为主导，这主要是由于高帮围岩岩性不一，除B9煤层外还包含有底板的泥岩、泥质粉砂岩等岩层，在顶板垂直集中应力以及煤层水弱化作用下，高帮围岩更易发生“凸出型”变形，甚至发生剪滑失稳，这也是加强对高帮上部支护强度的原因所在。（如图3图4）

5 结论

基于铁喇矿区昊源煤矿B9煤层富含水、倾角大、煤质硬、顶底板稳定性较差的赋存特征，结合高强预应力锚杆支护理论及技术，在904运输平巷成功实施了锚网索支护；设计了详细支护方案、参数及施工要求；矿压观测结果表明菱形巷道掘进影响范围约为25 m，表现出“顶板下沉量>高帮移近量>底鼓量>低帮移近量”的变形特点，最大断面收缩率约为13%，可为同类巷道实施高强预应力锚杆支护提供借鉴。

参考文献

[1]孔恒，马念杰，王梦恕，等.锚固技术及其理论研究现状和方向[J].中国煤炭，2001，27（11）：24-29.

[2]侯朝炯，郭励生，勾攀峰，等.煤巷锚杆支护[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999.

[3]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.

[4]杨百顺，张农，李桂臣，等.制约我国煤矿锚杆支护发展的问题浅析[J].煤矿安全，2008（4）：87-88，97.

[5]郑西贵，张农，阚甲广，等.谢桥矿复杂条件下煤巷围岩锚杆强化控制技术[J].能源技术与管理，2008（6）：34-36.

[6]韩志文.防止综采面设备下滑及下机头超前最佳距离的初探[J].煤炭技术，2010（1）.

[7]王家峰.综采SZB-730/160型转载机机尾部的改造[J].煤炭技术，2010（1）.

[8]张祥平，朱永忠.西416盘区瓦斯综合防治措施[J].江西煤炭科技，2010（1）.

[9]张思学.高瓦斯煤层瓦斯综合抽采技术[J].煤炭技术，2010（2）.

[10]高艳秋，韩利华，丁明华.煤矿综放面自燃发火防治技术的应用研究[J].煤炭技术，2010（2）.