寺家庄矿煤巷帮顶协同强力支护技术研究

石成涛 程 蓬 杨小军 何 杰 冯友良

(1. 阳泉煤业(集团)有限责任公司寺家庄矿，山西省阳泉市，045000；2. 天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京市朝阳区，100013；3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京市朝阳区，100013)

寺家庄矿煤巷帮顶协同强力支护技术研究

石成涛1程 蓬2,3杨小军1何 杰2,3冯友良2,3

(1. 阳泉煤业(集团)有限责任公司寺家庄矿，山西省阳泉市，045000；2. 天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京市朝阳区，100013；3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京市朝阳区，100013)

针对以往煤巷围岩控制研究中帮顶协同支护的问题，选取寺家庄矿15117工作面回风巷作为工程背景，综合运用现场调研、围岩地质力学参数测试、理论分析与现场工程实践相结合的方法，研究煤巷协同强力支护技术。研究成果表明，巷道围岩是由顶板、两帮及底板共同构成的整体，两帮一旦发生变形破坏，巷道整体依然会失稳；开挖卸载使得巷道围岩发生变形破坏，协同强力支护技术能够一定程度上改善围岩受力状态，减轻其变形破坏程度。矿压监测数据表明，现场工程实践效果良好，煤巷帮顶协同强力支护技术具有一定的推广应用价值。

煤层巷道 开挖卸荷 帮顶协同 强力支护

AbstractAiming at the problems of roof and coal side incoordination support in coal roadway, the paper selected the return airway of 15117 work face at Sijiazhuang Mine as engineering background, using field survey, geological mechanics parameters test of surrounding rock, theoretical analysis and field engineering practice, the synergistic strength support technology of coal roadway was studied. The result showed that the surrounding rock of roadway was the integration of roof, two sides and floor, the whole section of the roadway would be destabilized when two sides were destroyed. The excavation load caused deformation and damage to the surrounding rock of roadway, the stress state of surrounding rock could be improved by synergistic strong support technology, and the degree of deformation and damage was reduced. The monitoring data showed that the field engineering practice was favorable, and the synergistic strength support technology of coal roadway had certain popularization and application value.

Keywordscoal seam roadway, excavation unloading, synergistic support technology, strength support

煤巷围岩稳定性对于保证矿井安全和高产高效具有至关重要的作用，一直是煤炭行业研究的热点与难点。许多学者已对煤巷围岩变形破坏机理与控制技术开展了深入的研究。但以往研究绝大多数关注煤巷顶板与底板，巷帮往往被忽略。事实上，煤巷围岩是由顶板、两帮及底板所组成的统一体，一旦巷帮发生变形破坏，巷道整体依然会发生失稳。因此，为实现较好的围岩控制效果，必须考虑帮顶协同加固技术。

目前，有些学者已逐渐认识到加固帮部在煤巷围岩整体控制中的重要作用，进行了一系列卓有成效的探索。马念杰等阐述了煤巷帮部锚杆作用机理，通过研究深部煤巷帮部变形破坏特征，发现巷道开挖后，围岩破坏是按照帮、底逐渐向顶板的方向发展，加固两帮对于顶板的稳定性具有重要的作用。单仁亮等通过研究煤巷帮部破坏与加固机制，阐述了强帮护顶概念设计，并在理论层面对煤巷强帮支护理论展开论证，最终成功应用于多个工程实践。褚晓威选取典型工程背景，针对高煤帮巷道两帮的大变形问题进行分析，得出其煤帮破坏机制为在围岩压力下产生压剪破坏，四角产生强剪切区，连接成似“C”形剪切带，上部煤体斜向滑移，巷帮中部变形最大，并据此提出煤帮层次化支护技术。

本文选取寺家庄煤矿15117工作面为工程背景，协同考虑煤巷帮部与顶板，利用多手段相结合的方法，深入研究煤巷围岩变形破坏机制，提出具体控制技术并应用于现场工程实践，具有重要的理论与实用价值，可为类似条件下的煤巷围岩控制提供一定的参考。

1 工程背景

寺家庄煤矿15117工作面位于15#煤层中央盘区，除南部有4条已掘中央盘区准备巷道外，东、西及北部均无采掘工作面，地面标高916.5～1116 m，井下标高480～570 m，巷道平均埋深为490 m。15117工作面回风巷沿15#煤层顶板掘进，全长1371 m，巷道断面为矩形，掘进宽度4.8 m，高度3.9 m。15#煤层平均厚度4.85 m，平均倾角7°，顶底板综合柱状图见图1。

2 支护现状及地质力学参数测试

2.1 支护现状及存在的问题

(1)原支护方案及参数。15117回风巷原始支护方案为：顶板采用锚杆+锚索+波纹钢带+经纬网联合支护；帮部采用锚杆+锚索+钢筋钢带+经纬网联合支护。详细支护参数如图2所示。

(2)原支护方案巷道矿压显现规律。在现场调研阶段，15117回风巷已掘1150 m，由于目前周边没有相关采掘活动，巷道掘进过程中未受相关采掘动压活动的影响，围岩应力较为稳定，对巷道受力变形分析比较有利。通过对顶板和两帮变形量进行观测，发现15117回风巷整体变形破坏较小，但局部地段受地质构造影响，顶板和两帮存在鼓包现象，煤壁破碎现象比较普遍，这是由于巷道较高，两帮煤体破碎的情况下，巷帮控制难度将持续加大。根据矿方现场施工情况，锚杆(索)初期预紧力并不高。

图1 15#煤层顶底板综合柱状图

(3)同类型巷道矿压显现规律。15116工作面目前正在回采，其回风巷沿15#煤层底板进行布置，支护参数与15117工作面回风巷一致，井下调研发现，巷道整体变形和破坏较小，围岩完整，工作面回采期间顶底板移近量在300～450 mm之间，两帮变形量在200～500 mm之间，工作面巷道超前段25 m打设3排单体液压支柱进行维护，回采阶段无需二次维护。

15106工作面回风巷为小煤柱沿空掘巷，煤柱宽度为7 m，顶板采用全锚索+波纹钢带支护，锚索直径21.6 mm，长度7.2 m，巷帮采用锚杆+锚索+钢筋托梁联合支护，帮部采用麻花圆钢锚杆，钢号235，直径18 mm，长度2.4 m，帮锚索直径17.8 mm，长度4.2～6.2 m，锚杆排距为0.8 m。锚杆预紧力矩120～150 N·m，锚索预紧力一般为80～120 kN。调研发现，巷道围岩整体变形量较大，巷道掘进期间顶底板移近量在0.6～1.0 m之间，两帮变形量在0.8～1.5 m之间，靠近邻近工作面瓦斯钻场附近，巷道变形尤其严重，后续需采用喷水泥浆封闭，木点柱加固及注化学浆液进行二次补强加固，巷道返修耗费大量的人力和物力。

图2 15117工作面回风巷原始支护参数

(4)当前围岩控制技术存在的问题。分析原支护方案下15117回风巷及同类型巷道矿压显现规律，可知当前围岩控制主要存在以下几方面问题：

重视顶板而忽略帮部，顶板支护强度较高，但巷帮采用圆钢锚杆，支护强度低，锚固力在80～100 kN之间，预紧力偏低，主动性支护较差。锚杆(索)托盘结构不合理，拱高较低，承载能力弱；孔口直径小，锚杆易受扭、剪、弯等综合应力作用而发生破断；缺少调心球垫及减磨垫片，孔口无倒角，与调心球垫不匹配，无法发挥调节锚杆偏心的作用。

2.2 地质力学参数测试与分析

全面、系统的巷道围岩地质力学参数可为围岩控制技术的提出提供基础数据。为此，在寺家庄矿开展了3个测点的地质力学参数测试工作，内容主要包括地应力、煤岩体强度与围岩结构，其中3号测点位于15117进风巷300 m处。

(1)地应力测试与分析。3号测点埋深502 m，测试结果显示，最大水平主应力14.99 MPa，最小水平主应力8.07 MPa，垂直主应力12.07 MPa，最大水平主应力方向为北偏西57.4°。地应力场类型为σHV，最大水平主应力>垂直应力>最小水平主应力，即σH>σV>σh，为中等量值应力场，构造应力占优势。

(2)围岩强度与结构测试与分析。对巷道顶板以上及巷帮10 m范围内煤岩体进行了原位强度测试与结构窥视，统计、换算煤岩体强度测试数据，得到寺家庄矿顶板和巷帮煤岩体强度分布情况如图3和图4所示。

图3 巷帮煤体强度测试结果

图4 顶板岩体强度测试结果

巷道顶帮煤岩体强度测试与结构窥视结果表明，测试地点顶板以上0～3.6 m范围内为泥岩，岩层抗压强度平均值为41.07 MPa，3.6～8.1 m范围内为泥质砂岩，岩层呈深灰色，泥质胶结，岩层抗压强度平均值为41.52 MPa，8.1～10 m范围内为细砂岩，岩层抗压强度平均值为52.83 MPa；煤帮浅部0～0.8 m范围内裂隙发育，0.8～2.1 m范围内煤体相对比较完整，3.2～6.2 m范围内煤层有少量微裂隙存在，6.2～9.9 m范围内煤体较为完整，煤帮浅部存在弱面，深部比较完整，15#煤层强度平均值为15.61 MPa。

3 煤巷帮顶协同强力支护技术原理

煤巷围岩是由顶板、帮部以及底板所共同构成的整体，巷道开挖之前围岩应力处于平衡状态，而其开挖可视为一个卸载的过程。煤巷开挖之后，顶板一定范围内煤岩体垂直应力减小，水平应力增加；巷道帮部一定范围内垂直应力增加，水平应力减小；正是由于这二者之间的差值不断加大，导致煤巷顶帮变形破坏的发生。巷道采取锚杆支护后，通过对其施加较高预应力，能够在围岩内部产生一定范围压应力场，顶帮煤岩体一定程度上又恢复到三向受压相对平衡的状态。

为更好地控制围岩变形与破坏程度，锚杆支护技术应遵循如下原则：一次支护原则；高预应力与预应力扩散原则；高强度、高刚度、高可靠性及低支护密度原则；临界支护强度与刚度原则；各构件相互匹配原则；可操作性与经济合理性原则；帮顶协同原则。

4 现场工程实践

4.1 帮顶协调支护设计方法

(1)锚杆锚索布置方式优化。原有顶板支护锚杆锚索采用同排布置，锚杆锚索受力不均衡，后续调整为锚杆锚索分开布置，锚杆和锚索受力稳定均衡，相互协调，能够形成预应力承载结构，支护状态比较理想。

(2)高强预应力支护。通过采用扭矩倍增器和大功率锚索张拉机具，锚杆预紧力矩从原有40～120 N·m提高至300～400 N·m，锚索预紧力从120 kN提高至250 kN，实现高预应力强力支护。

(3)支护材料优化。将原有顶板波纹钢带调整为W钢带。巷帮钢筋托梁调整为W钢护板。锚杆锚索托板调整为高强度可调心拱形托板。提高支护材料力学性能，增大护表面积，提高预应力传递效果。

(4)顶帮协调支护。在保证巷道安全稳定的前提下，减少锚索密度和长度，增加顶锚杆数量，增大巷帮锚杆的强度，减小顶帮锚杆长度。

4.2 具体支护参数

根据寺家庄矿围岩地质力学参数测试结果与煤巷帮顶协同强力支护技术原理，最终初步确定15117工作面回风巷正常及特殊地段具体支护参数如图5所示。

图5 15117工作面回风巷锚杆支护设计示意图

锚杆采取树脂加长锚固，预紧力距不小于300 N·m，不大于550 N·m；顶板锚索采取树脂加长锚固，初始张拉力不低于250 kN。

4.2 围岩控制效果

为验证煤巷帮顶协同强力支护技术的合理性，评价围岩控制效果，优化调整控制技术，在巷道掘进期间分别布置锚杆(索)受力与围岩表面位移测站，动态监测锚杆(索)受力特征及围岩变形情况。

(1)锚杆(索)受力特征分析。锚杆(索)受力情况如图6所示。

由图6可以看出，同样大小预紧力矩，顶锚杆初始预紧力基本能够达到60 kN以上；帮锚杆初始预紧力除个别数值较高外，其余基本在40 kN左右。其主要原因是顶板为相对坚硬平整的岩石，而帮部为较软的煤体，受力容易变形，故而相较于顶板，煤帮锚杆预紧力距转化效率相对要低。

由锚杆(索)受力变化趋势可以看出，锚杆(索)施加较高的预应力后，其受力受巷道掘进影响不大，锚杆(索)受力变化不大，基本趋于稳定。以上说明高预应力、帮顶协同强力锚杆(索)能够有效控制锚固区内围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹产生等不连续变形，保证了锚固区的完整性与强度。

图6 锚杆锚索受力监测曲线

(2)围岩变形控制效果。巷道围岩表面位移量如图7所示。

图7 围岩表面位移监测曲线

由图7可知，在测站滞后掘进工作面6 m范围内，围岩表面变形增长较快，两帮收敛要大于顶底板移近，此范围内巷道掘进对围岩扰动较大；滞后掘进工作面6～80 m范围内，围岩表面变形。增长逐步放缓，两帮收敛依然大于顶底板移近，随着测站不断远离掘进工作面，掘进扰动作用逐渐减弱；滞后距离超过80 m后，围岩表面变形趋于稳定，顶底板最大移近量约为93 mm，两帮收敛变形量约为213 mm。巷道围岩整体变形得到有效控制，煤巷帮顶协同强力支护技术取得了较好效果。

5 结论

(1)巷道围岩是由顶板、帮部及底板所共同构成的整体，如要取得较好的围岩控制效果，绝不能重顶轻帮，一旦帮部发生变形破坏，依然会使得巷道整体失稳，加固围岩时必须帮顶协同考虑。

(2)巷道开挖卸载之后，顶板一定范围内垂直应力减小，水平应力增加；巷帮一定范围内垂直应力增加，水平应力减小；二者之间的差值不断加大，将导致煤巷顶帮变形破坏的发生。采取帮顶协同强力支护技术后，锚杆较高的预应力能够在围岩内部产生一定范围压应力场，顶帮煤岩体一定程度上又恢复到三向受压相对平衡的状态。

(3)矿压监测结果表明：相较于顶板，煤帮锚杆预紧力矩转化效率要低；锚杆(索)受力趋于稳定，掘进对其影响相对较小；顶底板最大移近量稳定在93 mm左右，两帮最大收敛变形稳定在213 mm左右。煤巷帮顶协同强力支护技术应用效果较好，体现了其合理性与可靠性，可在同类型巷道中加以推广应用。

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(责任编辑 陶 赛)

ResearchonsynergisticstrongsupporttechnologyofroadwayroofandsidesinSijiazhuangMine

Shi Chengtao1, Cheng Peng2,3, Yang Xiaojun1, He Jie2,3, Feng Youliang2,3

(1. Sijiazhuang Mine, Yangquan Coal Minging Group, Yangquan, Shanxi 045000, China; 2. Coal Mining and Designing Department, Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Chaoyang, Beijing 100013, China; 3. State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization, Chaoyang, Beijing 100013, China)

TD353

A

石成涛，程蓬，杨小军等. 寺家庄矿煤巷帮顶协同强力支护技术研究 [J]. 中国煤炭，2017,43(9)：63-67. Shi Chengtao, Cheng Peng, Yang Xiaojun, et al. Research on synergistic strong support technology of roadway roof and sides in Sijiazhuang Mine [J]. China Coal，2017,43(9)：63-67.

石成涛(1970-)，男，辽宁庄河人，硕士，采矿工程师，主要从事煤矿巷道支护管理与技术工作。