四老沟矿5119巷高应力区域补强支护技术措施

邵继华

（晋能控股煤业集团，山西 大同 037003）

0 引言

顶板事故是一种危害非常大煤矿事故之一，后果不容被忽视[1,2]。很多矿井在开采过程中经常会遇到高应力区域，导致矿压变化剧烈，原有的支护体失效严重，很容易发生冒顶事故，所以需要在原有支护基础上进行合理有效的补强支护[3-6]。

四老沟矿C3-5号层5119巷在推进至35～45 m时，巷道顶板承受压力变得非常大。结果导致工作面掘进施工过程中遇到了支架下沉、支护体变形严重甚至失效的情况，甚至发生过冒顶事故。以理论分析为指导，从C3-5号层实际地质构造条件、巷道围岩破坏和变形现状及现有支护失效模式出发，分析出此段巷道发生变形的起因如下：

1）应力大且集中。轨道大巷在之前施工中经受过三次动压影响，导致围岩应力有很大增幅，与原始应力相互叠加，垂直方向应力可以达到20 MPa，应力集中现象严重；加上护巷煤柱长期以来造成的支承压力影响，致使此段巷道围岩软化现象严重、变形量增大、变形速率变快，且有大面积松动，覆盖范围甚至可达3 m以上，锚杆无法发挥有效的锚固作用，极易发生失稳破坏。

2）围岩体强度低。此煤层顶板岩层的岩性大部分为泥岩或岩浆岩等软弱岩层，本身围岩力学性能差，强度低，且岩体中节理和裂隙较为发育，在应力较高的区域难以起到支撑作用。

3）地下水的作用。巷道经常受地下水的侵蚀，致使围岩膨胀、泥化、变形；围岩中还存在很多黏土矿物，遇水后体积也会增加，导致泥化和软化，所以这段区域围岩强度过低，承载力不够。

4）支护方式不合理。此段巷道为多条巷道的交叉处，其中一侧临近煤层，巷道的埋深在800 m左右，为典型的高应力加软围岩巷道。巷道的形状为直墙半圆拱形，支护采用的是锚网索，破碎区域用注浆进行加固。鉴于上文提到的各种原因，围岩可锚性不高，布设的锚杆无法发挥应有的锚固作用，尤其在松软破碎区，围岩自稳能力差，允许空顶时间短，难以发挥锚杆与锚索自身的承载性能；另外对顶板和两帮的底角也没有特殊的加强支护措施，导致这些区域破坏严重，巷道最终失稳。

5）底板无控底措施。巷道没有采取控底措施，底板和底角的位置未进行有效的补强支护。巷道开挖后，底板没有任何支护，处在完全敞开的状态，无法起到支护承载体的作用；上方顶板经常渗水，地面上又有积水的浸泡，导致底板变形严重，一旦遭遇高应力，极易成为巷道变形和破坏的突破口，使顶板和两帮变形加剧，最终导致支护结构失稳。

6）支护构件失效。顶板和两帮原来设置的支护构件都或多或少出现了失效情况，如金属网兜撕裂、锚杆弯曲、锚索破裂等，导致有些地方岩石发生垮落。

基于上述种种原因，四老沟矿C3-5号层5119巷原有的支护措施已经不能保证生产中的安全。为了解决此问题，本文制定了针对性的补强支护，并提出防止顶板事故的措施，改善围岩应力环境，增加稳定性，保证矿井安全生产。

1 变更前支护形式

顶板采用规格为4 800 mm×330 mm×6 mm的JW钢带进行支护，用φ21.8 mm×8 300 mm钢绞线配合异形托盘（220 mm×200 mm×12 mm）及锁具，间排距为1 150 mm×900 mm；三眼组合锚索加强支护，五花布置，采用φ21.8 mm×8 300 mm配合高强托盘（500 mm×500 mm×16 mm）及锁具。

帮部上2排支护采用φ20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹锚杆（MG400）和φ17.8 mm×5 000 mm锚索联合支护，呈三花布置。间排距为1 000 mm×1 000 mm。锚杆配合参数为450 mm×250 mm×3 mm的W型短节钢带和规格110 mm×110 mm×10 mm的球形托盘，锚索配合250 mm×250 mm×16 mm的高强托盘和锁具，在顶板以下400 mm位置，与水平线呈10°夹角设置最上排支护，且锚索要与顶部JW钢带对齐。最下排护帮采用φ20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹锚杆（MG400)支护，与水平线呈-20°夹角，间排距为1 000 mm×1 000 mm。

工作面进入高应力区之后，直接顶初次分层跨落，多处局部下沉，锚索预应力严重衰减，围岩破碎变形、离层等情况随之而来，锚杆、锚索支护失效现象严重，并伴随有局部冒顶出现，极易发生顶板大面积垮落事故。原有的支护措施已经不能保证巷道顶板完整和掘进安全，需要进行必要的补强支护，通过该区域后，仍按原设计进行施工。

2 补强支护措施

2.1 穿钢针

利用探放水钻机及钻杆（φ33 mm，长1 500 m）施工钢针，掘进5 m施工一次，每次一排长6 m，钢针穿设后巷道高度不低于3 500 mm，钢针间距为300 mm，施工角度≤5°，沿煤层倾角水平布置。如巷道迎头存在小范围垮落区域，可在垮落区域支护结束后，视现场情况增加钢针排数，但排距不大于500 mm。掘进不得超过钢针穿设距离，留有0.5 m安全搭接距离。

2.2 注马丽散

根据高应力区域顶板破碎情况、顶帮煤岩松动及垮落情况，采取加注马丽散的措施。对顶板及巷帮松软、破碎区域采用施工加固眼孔、注射加固材料的形式进行加固，加固眼孔距巷道底板3 m，仰角20°，深度5 m，施工4个孔，注射效果以围岩结胶、渗出为宜。按照4 m一次循环进行施工，但要根据工作面情况，可以提前或适当延长注马丽散周期。

图1 穿设钢针剖面及正面布置图

2.3 顶板补强支护

取消锚索组支护。顶板采用4 800 mm×330 mm×6 mm的JW钢带进行支护，用φ21.8 mm×8 300 mm钢绞线配合异形托盘（220 mm×200 mm×12 mm）及锁具，间排距为1 150 mm×600 mm。

图2 变更前后顶板支护平面图

2.4 帮部补强支护

帮部支护间排距由原来的1 000 mm×1 000 mm变更为800 mm×1 000 mm。上2排支护采用φ20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹锚杆（MG400)和φ17.8 mm×5 000 mm锚索联合支护，呈三花布置。锚杆配合450 mm×250 mm×3 mm的W型短节钢带和110 mm×110 mm×10 mm的球形托盘，锚索配合250 mm×250 mm×1 6 mm的高强托盘和锁具，最上排支护距顶板≤400 mm且与水平线呈10°夹角。最下排护帮采用φ20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹锚杆（MG400)支护，与水平线呈-20°夹角。

当巷道高度超过4 m或帮部煤体破碎时，增打第四排护帮，并与原最下排支护一致。因煤体疏松缘故，锚杆支护效果不理想，可采用φ17.8 mm×5 000 mm锚索配合500 mm 11号短节工字钢梁（500 mm）及W型短节钢带（450 mm×250 mm×3 mm）和锁具进行支护，短节钢带在里，工字钢梁在外。

图3 变更前后护帮支护平面图

2.5 顶煤异常破碎时支护措施

顶煤在高应力下异常破碎时，需铺设金属网，采用双层错孔铺设。在JW钢带间打设单眼锚索，采用500 mm长11号短节工字钢梁配合φ21.8 mm×8 300 mm钢绞线。根据现场顶煤厚度，如8 300 mm钢绞线未锚固在稳定岩层中，则要打设φ21.8 mm×10 300 mm钢绞线。如JW钢带间、巷道肩部网包较大，需将网包内碎煤放尽，随后打设角锚索，采用500 mm长11号短节工字钢梁配合φ17.8 mm×5 000 mm钢绞线。

图4 顶煤异常破碎区域支护平面图

采用喷浆护表工程来应对顶煤异常破碎，为防止碎渣掉落，保证喷浆厚度≥100 mm。里程340 m开始内采用DW-45-110X单体支柱及11号工字钢梁，采用“一梁三柱”形式进行支护，中柱沿巷道中心线方向布置，边柱到巷帮的距离为300 mm，排距1 000 mm。

当巷道高度过高，以至于大于单体柱极限距离时，可支设直径≥200 mm的木柱。超高区域要在治理结束后立即补齐单体支护。假顶区域支设在已有工字钢梁上。在规定区域外顶板下沉区域需支设单体柱区域也按照上述要求支设。

2.6 其它措施

锚杆配套减磨垫片和高强托盘调心球垫使用，锚固力≥125 kN，帮锚杆预紧力矩≥250 N·m，外露长度10～50 mm。

φ17.8 mm规格的锚索锚固力≥320 kN，预紧力≥180 kN；φ21.8 mm的锚索锚固力≥520 kN，预紧力≥290 kN；外露长度均为150～250 mm。

最上排护帮支护距顶板≤400 mm。连接各菱形网时要牢固，且相互对齐，避免错差和裂缝。顶网相互搭接≥200 mm，用14号双股铅丝“三花”固定，间距为200 mm。

2.7 掘进要求

JW钢带最大和最小空顶距分别为0.8、0.3 m，不得超控顶作业。上两排护帮支护最多滞后工作面迎头2 m，最下排最多滞后工作面迎头8 m。超宽处支护当班必须补打，采用与顶板同规格钢绞线配合500 mm长的11号工字钢。

采用小断面分次截割方式割煤，严禁一次全断面截割成型，随掘随支，每次截深不得大于500 mm，采用φ21.8 mm×8 300 mm钢绞线配合250 mm×250 mm×16 mm高强托盘进行小断面内支护后进行下次截割。JW钢带支护排距支护排距不得大于600 mm；金属网搭接距离≥100 mm，采用14号双股铅丝扭结成三花状。

局部底鼓区域进行平整工作，补打失效支护。巷道帮部变形严重区域在原有支护基础上补打φ17.8 mm×5 000 mm锚索；炸帮严重区域或失效集中区域补打一排护帮。

如按照变更后支护措施发现巷道围岩仍有较大形变，立即停掘，汇报相关领导，再行制定措施后方可掘进。可根据施工现场情况增加支护，所使用支护材料必须与原支护材料一致。

以20 m间距安装离层仪，做好矿压观测工作，顶板离层及巷道位移情况要如实记录并分析。局部底鼓区域进行平整工作，补打失效支护；巷道帮部变形严重区域在原有支护基础上补打φ17.8 mm×5 000 mm锚索；炸帮严重区域或失效集中区域补打一排护帮。

3 安全技术措施

开工前，严格执行敲帮问顶和“四位一体”检查制度，准备工作做好后，解决完遗留问题方可施工。

全面检查顶板状况，确认安全后方可打锚杆眼。必须用机械或力矩扳手将锚杆拧紧，确保锚杆的托盘和巷帮贴紧。交接班时，当班跟班负责人必须对每班安装的锚杆进行逐个检测，及时发现问题并解决，比如锚固力未达到设计要求的锚杆必须当班补打，重新安装。

安装托盘时必须保证与围岩接触严密，尽量减少缝隙，托盘、螺母要上紧上牢，以防滑落，不得在托盘后充填木片、矸物，锚杆外露长度≤50 mm；失效支护及时补打。使用风动锚杆机安装锚杆，严禁采用砸投的方法将锚杆直接砸入锚固剂内，很容易使锚杆损坏，而且安装不牢固；避免杆体的晃动或移位，直至锚固剂固化稳定；安装顶眼时，要在锚杆安注3 min后再给锚杆预紧力。

施工现场要正确进行拉力试验，一般采用测力扳手或测力计，注意不要损坏器材。预注马丽散时，工作人员要做好自我防护工作，防止液体溅入眼睛或皮肤表面，听从厂家人员指导，严禁独自施工。穿设钢针人员要配合探放水队施工，严格服从探放水队现场人员指挥，不得独自施工。巷道掘进过程中，如遇煤炮频率有明显增加或响动明显变大时，立即停工撤人。保证巷道行人侧畅通。

单体柱支设必须达到设计初撑力，穿鞋带帽，并连接防倒防拽装置。优先支护变形严重区域。单体支柱在信号木柱支设区域无法连接防倒防拽装置时，单体柱要与信号木柱或顶板进行固定，防止卸压后倾倒伤人。

4 效果分析

原来的围岩单轴抗压强度为20 MPa，注马丽散后变为50 MPa，承载能力增大了1.5倍，稳定性明显增强；后来使用的JW型钢带不易弯曲变形，刚度更大，能起到更好的支护作用；补强后的锚索和锚杆，弯曲变形减少，压强度和锚固效果提高。这些措施都使得顶板危险大幅降低。

对高应力区巷道进行支护补强后，在后续生产中顶板蠕动变形速率降低，下沉量基本不高于100 mm，顶底板的相对移近量减少了19.2 %，锚杆失效率大幅降低，达到5%以下，锚索受力强度较原来增加了13.2 %，顶板断裂、冒落现象减少，巷道掘进速率提高至7.4 m/d，保证了巷道快速且安全掘进。

5 结论

本文针对四老沟煤矿5119巷在高应力区时支护方面遇到的实际问题，制定了针对性的补强支护技术和参数，并提出了防止顶板事故的措施。现场生产实践表明，这些方案能够有效增强高应力区支护能力，顶板蠕动变形速率和下沉量降低，顶底板的相对移近量减小，使顶板事故大大降低，巷道掘进速率提高，矿井安全生产得到有力保障。