2-105 工作面进风巷高预应力锚杆支护技术研究与应用

席建立

（山西霍宝干河煤矿有限公司，山西 洪洞 041600）

1 工程概况

山西焦煤集团霍宝干河煤矿2-105 工作面位于2#煤层一采区左翼，工作面西北侧为F13 断层，西南侧为一采区三条大巷，东北侧为小河村保安煤柱边界，东南侧为下张端断层。2#煤层均厚为4.2m，平均倾角为6°，煤层顶板岩层为砂质泥岩和中粒砂岩，底板为砂质泥岩和中粒砂岩，具体顶底板岩层特征如表1 所示。

2-1052 巷道为2-105 工作面的进风巷，巷道沿2#煤层顶板掘进，巷道的掘进宽度为4.7m，掘进高度为3.5m。由于巷道直接顶岩层砂质泥岩中存在着一定的煤线，且直接顶岩层多由砂质泥岩和泥岩的互层组成，节理裂隙较为发育，属于复合顶板，另外煤层较为松软，为保障2-1052 巷道围岩的稳定，防止岩层离层现象出现，拟采用高预应力锚杆支护技术。

表1 2#煤层顶底板岩层特征表

2 高预应力锚杆支护分析

2.1 锚杆预紧力控制顶板离层效果试验

为有效分析锚杆预紧力对控制顶板离层的效果，根据2-105 工作面的具体地质条件，结合巷道自然平衡拱高度，选择在2-1052 巷道开口200m 的范围内对锚杆预紧力控制顶板离层的效果进行监测分析。在巷道走向方向上每间隔50m 设置一个离层仪作为观测点，离层仪布置在锚杆锚固范围中心的位置处[1-3]，设置锚杆预紧力20kN、40kN、60kN和80kN 四个等级，分别观测不同预紧力区域离层仪的变化情况，具体观测结果如图1 所示。

图1 不同预紧力条件下浅部和深部岩层变化情况

通过分析图1 可知，随着锚杆预紧力的增大，浅部围岩的离层量出现明显减小的趋势。锚杆预紧力从20kN 增大到80kN 时，浅部岩层的离层量从66mm 减小到2mm，且浅部岩层的离层量基本与锚杆的预紧力呈现出反比例的关系。基于此可知，针对复合顶板巷道其锚杆的预紧力能够有效地控制其浅部岩层的离层量，在进行巷道支护设计时，可通过增大锚杆预紧力的方式提高顶板的支护强度和控制效果。随着锚杆预紧力的增大，深部岩层之间的离层值变化较小，基本均在45～49mm 范围内，这表明深部围岩受到锚杆预紧力的控制效果较小，锚杆预紧力对其锚固范围以外的岩体控制效果弱，深部岩层的稳定性主要受到自身物理力学性质和稳定性的影响。

2.2 锚索预紧力对顶板支护效果影响

根据上节分析可知，锚杆预紧力能够有效控制复合顶板巷道浅部岩层间的离层现象。为充分分析锚杆预紧力对顶板支护效果的具体影响，根据2-105工作面的具体情况，进行不同锚索预紧力条件下顶板支护效果的分析。设置锚索预紧力分别为60kN、70kN、80kN、90kN、100kN 和110kN 预紧力下岩层控制效果，根据数值模拟得出不同预紧力下顶板垂直方向上位移的变化曲线如图2 所示。

通过分析图2 可知，随着锚索预紧力的增大，2-105 工作面进风巷顶板的垂直位移总体呈现为逐渐减小的趋势。在锚索预紧力为60kN、80kN、90kN 和110kN 时，复合顶板的最大下沉量分别为119.57mm、106.48mm、98.15mm 和81.24mm。通过具体分析上述数据可知，当顶板锚索预紧力每增大10kN 时，复合顶板的最大下沉量平均降低7.67mm。基于此可知，随着锚索预紧力的逐渐增大，复合顶板的下沉量逐渐降低，故在锚索的允许应力范围内，应尽可能地增大锚索的预紧力，进一步控制顶板浅部岩层和深部岩层的变形，保障巷道复合顶板的稳定。

图2 不同预紧力条件下顶板垂直位移量分布图

3 支护方案及效果

3.1 支护设计

根据2-105 工作面顶底板岩层的具体特征，结合锚杆预紧力和锚索预紧力分析结果，进行高预应力锚杆支护技术的设计，具体参数如下：

（1）顶板支护。锚杆采用左旋无纵筋高强锚杆，规格为Φ18mm×2600mm，每排布置6 根，间排距为800mm×1000mm，两顶角锚杆与顶板成75°布置，其余锚杆垂直于巷道顶板布置。托盘采用规格为150mm×150mm×10mm 的钢板托盘，采用端头锚固，锚固长度为1093mm。基于上述锚杆预紧力的分析，设置锚杆预紧力矩为300N·m，转化为预紧力即为60～80kN[4-5]。锚索采用1×7 股预应力钢绞线，规格为Φ15.24mm×8300mm，每排布置2根锚索，间排距为1600mm×1000mm，顶角锚索与顶板成75°布置，中部锚索垂直顶板布置。锚索采用加长锚固，理论锚固长度为1150mm。锚索预紧力初始张拉预紧力为80～120kN。另外采用长度为4.5m、规格为4700mm×75mm×12mm 的钢带将锚杆索连接为一个整体，挂设Φ4mm 的钢筋经纬网进行护顶。

（2）帮部支护。锚杆采用Q235 圆钢锚杆，规格为Φ16mm×2200mm，帮部靠近顶板的锚杆与帮部成25°安设，其余均垂直于巷帮安设，间排距为1000mm×1000mm。托盘采用规格为150mm×150mm×10mm 的高强度的平托盘，锚杆采用加长锚固，理论锚杆长度950mm，设置预紧力矩为200N·m，转化为预紧力即为30kN。帮部同样采用钢带将锚杆连接为一个整体，并挂设11#铁丝网进行护帮。

具体2-1052 巷道高预应力锚杆的支护方式如图3 所示。

图3 2-1052 巷道高预应力锚杆支护方式断面图

3.2 支护效果分析

为验证分析2-1052 巷道采用高预应力锚杆支护技术的围岩控制效果，在巷道掘进期间，在距离巷道掘进头10m 的位置处布置表面位移监测站，进行围岩变形的长期观测作业。根据观测结果能够得出表面位移情况如图4 所示。

通过分析图4 可知，在巷道掘进期间，随巷道掘出时间的增大，顶板下沉量和两帮变形量均呈现出逐渐增大的趋势。其中顶板下沉量及两帮移近量的变形均主要出现在巷道掘进后的0～5d 内。在巷道掘出后5d 时，顶板下沉量和两帮移近量分别为51mm 和54mm。顶板下沉速率的最大值在巷道掘出3d 后出现，其值为13mm/d，两帮变形速率的最大值同样在巷道掘出后的3d 出现，约为13mm/d。在巷道掘出5d 后，顶板及两帮的变形量逐渐趋于稳定，直至巷道掘出10d 后，顶板的下沉速度变为0，两帮的变形速率也降为0，最终顶板下沉量及两帮变形量的最大值分别为57mm 和64mm。

图4 巷道掘进期间围岩变形量

4 结论

根据2-105 工作面进风巷顶底板岩层特征的情况，通过锚杆预紧力控制顶板离层效果试验，分析了不同锚杆预紧力对顶板离层的控制效果，得出了锚杆预紧力能够对浅部岩层进行有效控制。通过分析不同锚索预紧力对顶板变形量的控制效果，结合巷道特征进行支护方案设计，根据巷道掘进期间表面位移监测结果，巷道顶板下沉量及两帮移近量的最大值分别为57mm 和64mm，保障了巷道围岩的稳定。