5.5m高巷道錨桿支護技術

王文明

（晉城煤業集團 寺河礦，山西 晉城 030053）

5.5m高巷道錨桿支護技術

王文明

（晉城煤業集團 寺河礦，山西 晉城 030053）

在分析了5.5m高巷道的地質條件和變形特點后，提出了5.5高巷道的支護方案，并在現場進行了工業性試驗，通過礦壓監測表明設計方案是合理可行的。

5.5高巷道；高幫；錨桿支護

隨著開采技術的不斷進步及資源開采政策要求的不斷提高，煤炭資源回收率成為我們關注的重要問題。寺河煤礦為厚煤層開采，3號煤層的平均厚度在6.3m左右，但開采煤層回采巷道的最大高度只有3.5m，加之初采、末采以及工作面兩端順槽過渡段丟煤，工作面的平均采高在5.2m左右，已采工作面回采率只有75%，與國家規定厚煤層回采率93%還有很大距離。為了提高資源回采率，寺河煤礦也進行了多次技術改進，如把順槽巷道高度加高到5.5m，工作面回采率為94%，采區回采率達到75%，即達到國家要求。

基于寺河煤礦煤層厚度大的現狀，必須進行一次掘全高、一次采全高，研究開發5.5m高巷道的支護技術，滿足在大采高一次采全高和快速推進工作面回采時確保大高度順槽巷道的支護安全，才能適應礦井發展的需要。

1 基本地質條件

主采3號煤層，位于二疊系下統山西組下部，埋藏深度平均為400m，煤層單軸抗壓強度平均為21.9MPa。3號煤層柱狀圖，見圖1。

研究和試驗結果表明，寺河礦3號煤層具有以下特點：

（1）3號煤層的巖石性質非常特殊，雖然其抗壓強度較大，普氏硬度系數不小，但是由于煤體內部節理裂隙極其發育，煤體松散發脆，導致煤體整體強度顯著降低，自身承載能力很小。當下部煤體開掘后，上部煤體失去支撐，自身無法保持平衡，容易導致煤體垮落。

圖1 3號煤層柱狀圖

（2）煤層圍巖條件變化明顯，相距不遠采用相同支護方式的巷道，有時成形較好，頂板和兩幫比較完整，受到動壓影響后，巷道變形不大;有時在掘進過程中，就發生冒頂片幫現象，受到動壓影響后，礦壓顯現更為劇烈。圍巖破碎地段一般處于地質構造區域。

試驗巷道為該礦33061巷，為3306工作面運輸順槽。考慮圍巖變形，掘進毛寬為5.0m，掘進毛高為5.5m，掘進毛斷面積為27.50m2，埋藏深度為378 m～496m，平均為449m。經過水壓致裂法三維原巖地應力測量，寺河煤礦3306工作面附近最大主應力為14.61MPa，呈東西向；最小主應力為6.2MPa，呈南北向。最大、最小主應力為近水平主應力,中間主應力為垂直應力，大小為9.8MPa，與鉛垂方向偏差15.4°。

2 大高度巷道巷幫變形和破壞規律的數值模擬

對于大高度巷道，最大的特點在于巷幫的穩定。本文采用有限差分軟件FLAC，模擬了巷幫有無錨索兩種情況下的變形情況。

當巷幫有無錨索時，巷道支護狀況分別如圖2和圖3所示。無錨索時，巷道兩幫煤壁相對移近量為583.2mm，增加了235.7mm，變化非常明顯，巷幫仍然存在拉斷破壞區域，破壞深度為0.5m，所以巷幫錨索作用十分明顯。

圖2 5.5m高巷道圍巖位移分布（有錨索）

圖3 5.5m高巷道圍巖位移分布（無錨索）

3 大高度巷道錨桿支護設計

3.1 大高度巷道支護理念

大高度巷道支護設計采用包括施工地點地質力學調查測試、錨桿支護初始設計、礦壓監測、信息反饋和修正設計等的動態信息系統設計方法。根據工程經驗確定合理的數值模擬方案，然后根據已有實測圍巖地質力學參數建立合理的數值模擬模型，進行多個方案的比較，最后得出經濟有效的錨桿支護初始設計參數。初始設計在井下實施后，必須進行詳細的煤層圍巖變形和支護構件受力等礦壓綜合監測，根據監測結果驗證或修正初始設計。正常施工過程中還要進行礦壓日常監測，以確保巷道安全。根據地質條件和已有巷道的變形情況提出巷道的初始支護設計。

3.2 頂板支護

錨桿桿體采用Φ20mm左旋無縱筋螺紋鋼，長度為2 400mm；采用拱型高強托板，規格為150 mm×150mm×10mm；樹脂加長錨固，錨固長度為1 200mm；采用直徑為Φ16mm圓鋼鋼筋托梁，寬度為100mm，長度為4 600mm，金屬網片護頂；錨桿間排距為900mm×1000mm。

錨索為單根鋼絞線，直徑為Φ17.8mm，長度為7300mm，加長錨固，錨固長度為1 400mm。錨索間距為1 800mm，排距為2 000mm。錨索預緊力不得小于150 kN。

3.3 巷幫支護

錨桿桿體采用Φ20mm左旋無縱筋螺紋鋼，長度為2 000mm；采用拱型高強托板，規格為150 mm×150mm×10mm；采用直徑為Φ16mm圓鋼鋼筋托梁，寬度為100mm，長度為4 100mm，金屬網片護幫；樹脂端部錨固，錨固長度為1 000mm；錨桿間排距為1 000mm×1 000mm。

錨索為單根鋼絞線，直徑為φ17.8mm，長度為6 300mm，加長錨固，錨固長度為1 400mm。錨索每幫每3排2根，間距為1 500mm，排距為3 000mm。錨索預緊力不得小于150 kN。

錨桿支護布置，見圖4。

圖4 33061膠帶巷錨桿支護布置圖/mm

4 現場試驗和礦壓觀測

初始支護設計方案在寺河礦33061膠帶巷試驗以后，反映良好，有效地控制住巷道的變形，提高了安全程度。

4.1 頂板離層和巷道表面位移

圖5為其中一個頂板離層儀的監測數據，采用十字布點法監測巷道的表面位移。圖6為33061膠帶巷表面位移監測曲線。

頂板淺部離層量為18mm，深部離層量為8mm，總離層量為26mm，淺部離層占總離層量的70%，說明巷道圍巖主要在淺部（2.3m以內）發生離層，頂板離層得到較好的控制。巷道掘過測站76m后，表面位移基本趨于穩定。由于兩幫為煤，頂板為巖層，所以兩幫移近量遠大于頂板下沉量。兩幫最大移近量為328mm，兩幫變形同樣得到了較好控制。

圖5 頂板離層監測曲線

圖6 巷道表面位移監測曲線

圖7 頂板錨桿受力監測曲線

圖8 頂板錨索受力監測曲線

圖9 巷幫錨索受力監測曲線

4.2 錨桿受力和錨索受力

采用錨桿錨索測力計監測錨桿錨索的受力。一個支護斷面上所有的錨桿錨索都按上測力計。圖7為某測站頂板錨桿的受力監測曲線。從監測結果可以看出，錨桿的初始預緊力即可達到32 kN，隨著掘進頭的向前推進，錨桿受力逐步增大，最終穩定在90 kN左右，錨桿的承載力得到較好的發揮。錨桿受力增長比較平穩，說明錨桿支護較好的控制住了巷道離層和圍巖變形。

圖8為某根頂板錨索的受力監測曲線，圖9為某根幫錨索的受力監測曲線。由這兩條曲線可以看出，錨索初期預緊力可以達到100 kN左右，掘進期間最終達到170 kN，同樣錨索受力增長也比較平穩，說明錨索預緊力能較好的控制巷道圍巖的變形，很好地把錨固區內圍巖與深部巖層結合起來，調動深部圍巖的承載能力，而且最終錨索的受力也是合理的，既充分利用承載力，又留有安全余地。

5 結論

（1）從礦壓監測結果來看，在寺河礦的大高度巷道應用錨桿支護技術是成功的，它有效地約束了圍巖變形，控制住了巷道頂板的離層和表面位移，而且錨桿錨索的受力也較為合理。

（2）在隨后的工作面回采過程中，大高度巷道經受住了大采高一次采全高并快速推進工作面采動時的劇烈動壓影響，實現了工作面的高產、高效，而且由于產量提高給煤炭企業帶來的間接經濟效益要遠遠超過采用錨桿支護產生的直接經濟效益。

[1] 康紅普.煤巷錨桿支護成套技術研究與實踐[J].巖石力學與工程學報，2005，24（21）：3959-3964.

[2] 康紅普，王金華.煤巷錨桿支護理論與成套技術[M].北京：煤炭工業出版社，2007.

[3] 張占濤.大斷面煤層巷道圍巖變形特征與支護參數研究[D].北京：煤炭科學研究總院，2009.

[4] 康紅普，王金華，林健.煤礦巷道錨桿支護應用實例分析[J].巖石力學與工程學報，2010，29（4）：649-664.

5.5m High Roadway Bolting Support

WANG W en-m ing

(Sihe Mine,Jincheng Coal Group,Jincheng Shanxi048205)

On the analysis of the geological condition and deformation characteristics of 5.5m high roadway,a supporting plan was presented and was tested on the industrial scale on the spot.Pressure monitoring indicated that the plan was rational and feasible.

5.5m high roadway;high layer;bolting support

TD323+.6

A

1672-5050（2011）09-0050-04

2011-04-12

王文明（1976—），男，山西晉城人，工程碩士，工程師，晉煤集團寺河礦主任工程師。

徐樹文