煤层掘进巷道锚杆支护设计与效果分析

钮泽东 梁继强

（晋能控股煤业集团有限公司大同市青磁窑煤矿，山西 大同 037000）

煤矿支护技术得到了快速的发展，由传统的被动支护转向主动支护，在支护理论和形式上产生了重大变革[1]。锚杆支护作为煤矿中一种常见的主动支护形式，在掘进巷道支护设计与施工中得到了广泛应用。锚杆支护成本低、支护效果好，尤其在浅部矿井支护技术已相当成熟[2-3]。大同市青瓷窑煤矿11-1#层303 盘区2323 顺槽是为11 层8323 回采工作面运煤、行人、进风的巷道，开挖后发现围岩的受力状态、巷道所处力学环境复杂。为了满足巷道复杂力学环境对支护结构的要求，需对锚杆支护方案进行优化。

1 概况

303 盘区2323 顺槽北部为8329 工作面，南部为8319 工作面，东部为未开拓区域实体煤，西部为该矿西部井田边界。巷道设计总长度为615 m，采用EBZ-260B 型掘进机掘进，采用丝杠前探梁作为临时支护，锚杆支护作为永久支护。断面形状为矩形，宽4.5 m，高2.8 m，其中0～27.7 m巷宽为5.5 m。

2 支护设计

结合以往巷道锚杆支护设计与施工经验，拟采用钢筋带+锚杆+金属网+锚索联合支护，巷道断面与支护参数如图1。综合考虑高地应力、采动动压等因素的影响[4]，确定巷道支护方案如下：

图1 巷道断面与支护参数（mm）

（1）顶板锚杆支护参数

巷道顶板采用钢筋带+锚杆+金属网+锚索联合支护，其中顶锚杆采用Φ18 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度为2200 mm，布置间距为1000 mm，排距为1200 mm，顶锚杆与金属网配合使用，锚杆扭矩应高于120 N·m，顶板破碎段采用双层金属网。4.5 m/5.5 m 宽巷道锚索均采用Φ17.8 mm，长度为6000 mm，布置间距为1500 mm/2000 mm，排距为3600 mm，呈“二二布置”（5.5 m 宽巷道呈“三三布置”）。

（2）两帮锚杆支护参数

巷道两帮支护采用钢筋带+锚杆+金属网。锚杆采用Φ18 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度为1700 mm，采用Φ4 mm 冷拔丝金属网，网格尺寸为40 mm×40 mm。两帮锚杆布置间距为1000 mm，排距为1200 mm，呈“二二布置”。

3 支护效果分析

3.1 监测方案

巷道监测内容包括巷道表面位移和锚杆受力监测[5]，测点布置如图2。巷道表面位移监测采用十字测点法，每个监测断面分别在巷道顶板、底板、两帮布置一个测点。巷道表面位移监测主要内容包括顶板下沉、底鼓和两帮的变形，布置AB、CD 两条测线，使用测线和卷尺测量AB、CD、EB 确定位移量，其中AB 测量值为顶底板移近量，CD 测量值为两帮移近量。测点布置后进行首次监测，以后每2～3 d 监测1 次，并做好数据记录，对比分析确定巷道各部位表面位移。锚杆受力监测是通过在巷道顶板和两帮布置锚杆测力计，每个断面布置3个。锚杆测力计布置在金属垫片和托盘之间，通过拧紧阻尼螺母对锚杆施加预应力，通过锚杆测力计监测锚杆锚固力，并做好记录，对比分析确定锚杆受力的变化情况。

图2 巷道表面位移监测点布置

3.2 巷道表面位移监测结果分析

选取有代表性的监测断面，布置测点对巷道表面位移开展监测，累计监测时间为120 d，收集监测数据绘制巷道表面位移变化曲线如图3。

图3 巷道表面位移变化曲线

分析图3 可知，巷道在掘进施工过程中，顶板下沉量、顶底板移近量和两帮移近量前期变形量较大，其中以顶底板移近量变形量最大，顶板下沉量最小，后期变形量逐步趋缓，最终达到稳定状态。分析监测结果可将巷道表面位移变形划分为三个阶段：

（1）快速变形阶段。在监测前期，围岩变形量较大，变形速率快，分析原因是开挖后围岩内部应力释放出来，巷道内部产生了较大的位移，变形剧烈。在开挖后30 d 内，围岩内部应力处于调整阶段，巷道各部分位移变化量较大，其中以顶底板移近量增加幅度最大，达到114.5 mm，顶板下沉量最小，达到15.2 mm，两帮移近量居中，为65.1 mm。

（2）变形趋稳阶段。巷道开挖后30～60 d，巷道表面位移变形量明显下降，处于稳定变化阶段，由于围岩应力释放后次生应力场基本形成，再加上支护结构发挥作用，围岩变形得到了有效控制，变形程度减缓。

（3）变形稳定阶段。监测结束，顶板下沉量基本稳定在24.2 mm，顶底板移近量基本稳定在133.6 mm，两帮移近量基本稳定在71.8 mm。

3.3 锚杆受力监测结果分析

选取有代表性的监测断面，在锚杆支护完成后开始监测，锚杆施加的预应力值为60 kN，监测时间为90 d，收集数据绘制锚杆锚固力变形曲线如图4。

分析图4 可知，在监测早期锚杆受力增加速度较快，后期增速逐渐变缓，且顶板和上帮锚杆受力较大，并在监测30 d 后逐步达到了稳定状态。在锚杆完工前期，锚杆受力增加迅速，锚杆的锚固程度也不断提高，有利于发挥作用控制围岩变形。结合现场观察结果，锚杆支护前期围岩内部的应力快速释放出来，在锚杆的支护作用下，有效控制了围岩变形，避免了顶板离层的产生。在锚杆支护10 d 左右，锚杆受力增速明显变缓，而后缓慢增长直到稳定，顶板从116 kN 增加到147 kN，上帮从107 kN增加到135 kN，下帮从85 kN 增加到96 kN。

图4 锚杆受力变化曲线

4 结论

结合煤矿掘进巷道锚杆支护施工实践，综合考虑高地应力、采动动压等因素的影响确定巷道支护方案，布置测点和仪器对巷道表面位移和锚杆受力进行监测，得出以下结论：

（1）巷道支护前期表面位移的变化先后经历了快速变形阶段、变形趋稳阶段、变形稳定阶段三个阶段，并最终达到了稳定状态，且顶底板移近量最大、顶板下沉量最小。

（2）锚杆受力在支护前期变形速率较高，10 d后逐步趋缓，30 d 以后变形基本稳定，最终达到稳定状态，有效控制了围岩变形，锚杆锚固效果较好。

（3）优化之后的锚杆支护方案，巷道围岩表面位移和锚杆受力均得到了有效控制，采用该方案作为永久支护达到了预期的支护效果。