李 康 蔣新軍

（神華新疆能源公司，新疆維吾爾自治區(qū)烏魯木齊市，830021）

1 引言

急傾斜煤層復雜的地質力學環(huán)境，決定了急傾斜煤層全煤巷道支護的特殊性和復雜性。與近水平煤層、傾斜煤層全煤巷道頂?shù)装鍨閹r層、兩幫為煤層的條件不同，急傾斜煤層全煤巷道一般沿頂?shù)装宀贾?，巷道只有一幫為巖層，頂部、底部及另一幫均處在煤層中。急傾斜煤層節(jié)理裂隙發(fā)育，且節(jié)理面沿走向分布，節(jié)理與水平面夾角與煤層傾角基本一致，使頂部錨桿錨索幾乎沿層理面布置，從而大大降低了頂幫錨桿錨索的支護效果。以堿溝煤礦工作面為例，其頂板側巷道的北幫為頂板、南幫靠近工作面，底板側巷道的南幫為底板巖石。由于急傾斜煤層礦山壓力非對稱性分布，導致急傾斜煤層頂板側和底板側巷道非對稱性變形及頂 （底）板巷道兩幫非對稱性變形。隨著采深的增加，礦壓顯現(xiàn)逐漸劇烈，巷道變形破壞嚴重，巷道位移量顯著增大，甚至發(fā)生了巷道煤巖動力失穩(wěn)破壞現(xiàn)象，維護異常困難。尤其以堿溝煤礦東三采區(qū)+541m 水平B1巷變形失穩(wěn)最為嚴重，巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，掘進過程中煤 （巖）體極易松弛、垮落，導致巷道易發(fā)生滑落失穩(wěn)或冒頂，嚴重地段巷道兩幫移近量超過1m；掘進過程中翻修1～2 次，甚至在施工過程中局部地段出現(xiàn)了前掘后翻現(xiàn)象，并伴有煤炮、嚴重底鼓、水溝變形、皮帶托輥被震掉、錨網撕裂等現(xiàn)象，影響工作面安全生產。因此，急需對超前預裂爆破工作面巷道合理支護參數(shù)進行研究，以保障采煤工作面安全生產。

2 工程背景

堿溝煤礦東三采區(qū)+541 m 水平B1巷布置在B1煤層中，掘進工作面自堿溝煤礦主斜井中心線以東1046m 的+518m 水平東三石門起至石門以東997m，對應地表為+541m 水平以上地表垮通形成的塌陷坑。+518m 水平石門以西66m 為原安寧渠區(qū)煤礦邊界線。+541 m 水平B1巷道上部為采空區(qū)、下部為實體煤。B1煤層偽頂為碳質泥巖，厚度0.3 m，松軟呈層狀分布；直接頂為炭質泥巖，厚0.7m，灰白色層狀分布，節(jié)理發(fā)育；基本頂為粉砂巖，厚度為4.8m，層狀分布，遇水易垮落，硬度為2～3；直接底為泥巖，厚1.1m，灰黑色、部分松軟易垮落；基本底為粉砂巖，厚度達14.2m，硬度較高，可達3～4。

3 巷道圍巖裂隙發(fā)育程度及松動范圍監(jiān)測

準確掌握巷道圍巖的裂隙發(fā)育程度和松動圈范圍是確定巷道支護設計方案的首要條件。因此，使用鉆孔窺視儀對圍巖裂隙發(fā)育程度進行直觀觀測分析。同時，利用松動圈測試儀對圍巖的松動范圍、破碎程度進行探測，對錨桿 （錨索）網聯(lián)合支護的安全可靠性進行動態(tài)評估，為復雜圍巖條件下巷道的聯(lián)合支護研究提供科學、可靠的依據(jù)。

具體監(jiān)測在堿溝煤礦東三采區(qū)+541 m 水平B1巷道內進行。巷道破碎嚴重的區(qū)域布置多組斷面，每組斷面共5個鉆孔，頂板一個鉆孔，兩幫各兩個鉆孔。幫上的兩個鉆孔，一個水平、一個傾斜45°斜向上布置。鉆孔布置完畢后，首先進行鉆孔窺視探測，然后在每個鉆孔內進行松動圈測試，根據(jù)鉆孔窺視和松動圈測試的結果，綜合評估該斷面及整個巷道的穩(wěn)定性，為支護參數(shù)設計提供依據(jù)。

3.1 巷道圍巖原生裂隙發(fā)育程度監(jiān)測分析

在圍巖中布置鉆孔，利用鉆孔窺視儀可以直觀觀測到孔壁裂隙的發(fā)育情況，從而為巷道支護提供依據(jù)?，F(xiàn)詳細描述裂隙、破碎特征較為明顯的圖像（見圖1）。如圖1a所示的北幫水平鉆孔在4.5 m處出現(xiàn)裂隙；如圖1b所示的頂板鉆孔2.2m 前出現(xiàn)裂隙，且孔壁破碎，反映出煤體較為破碎；圖1c所示的南幫水平鉆孔中沒有發(fā)現(xiàn)裂隙，該區(qū)域處于巖層中。從圖1中還可以看出，如圖1c與煤體中所得圖像 （圖1a、圖1b）明顯不同；斜向上45°的鉆孔窺視結果反映出直墻與拱角的結合區(qū)域存在裂隙。整體上看，東三采區(qū)+541 m 水平B1巷圍巖裂隙主要分布在巷道北幫和頂板4.5 m 以下的區(qū)域，其他部分煤體中未發(fā)現(xiàn)裂隙。由此可見，巷道圍巖中裂隙的分布呈現(xiàn)區(qū)域性特征，將裂隙開始延伸的位置用曲線連接，得到各裂隙發(fā)育分布的三帶，將具有相同裂隙分布規(guī)律的區(qū)域稱為分區(qū)裂隙帶，如圖2所示。

圖1 巷道鉆孔窺視圖像

圖2 巷道圍巖裂隙分布特征

巷道北幫壁面和最靠近巷道的一組裂隙連接，構成了區(qū)域的第一裂隙帶；順著裂隙的延伸方向，將北幫水平鉆孔1m 處、頂板1m 處、斜向上4m的位置連接起來形成了第二裂隙帶；將北幫水平鉆孔4.5m 處、斜向上4.5 m 處、頂板2.2 m 處連接起來形成了第三裂隙帶。由現(xiàn)場巷道變形特征可知：變形的區(qū)域主要是第一裂隙帶，在北幫1 m以內、頂板1 m 以內的煤體中裂隙較為發(fā)育，巷道的北幫和頂板最容易發(fā)生垮冒式變形。

3.2 巷道圍巖松動范圍監(jiān)測分析

為全面揭示堿溝煤礦巷道圍巖裂隙的發(fā)育范圍，為巷道支護提供設計依據(jù)，運用松動圈測試儀在東三采區(qū)+541 m 水平B1巷道進行探測，獲得了自巷道斷面向內24m 的松動圈范圍。松動圈測試的位置與鉆孔窺視監(jiān)測的位置相同。探測結果表明，+541m 水平B1巷頂板上方煤 （巖）體裂隙發(fā)育不明顯，比較完整；底板正下方約2.4 m 厚的煤層破碎較為嚴重，17.0～19.0 m 范圍內 （厚度約2.0m）煤層分層破壞明顯；距南幫深度約0～12.0m 圍巖裂隙發(fā)育不明顯，比較完整，約13.5～17.0m 范圍內的煤 （巖）體有裂隙發(fā)育，分層破壞嚴重；距北幫深度約18.5～20.5 m 范圍內（厚度約2.0m）的煤層分層破壞明顯。探測結果表明，在+541 m 水平B1巷底板煤體破碎，在開采過程中由于應力集中，可能導致底鼓現(xiàn)象的發(fā)生；頂板裂隙不發(fā)育；北幫18.5～20.5 m、南幫13.5～17.0m 范圍內裂隙發(fā)育，反映出巷道南北兩幫深部穩(wěn)定性較差。因此可知，+541 m 水平B1巷在掘進及以后使用的過程中，將面對巷道自身穩(wěn)定性較差的局面。巷道圍巖松動破碎特征如圖3所示。

4 巷道支護設計方案

4.1 支護方式的確定

堿溝煤礦東三采區(qū)+541 m 水平B1巷埋深約300m，沿B1煤層底板側布置，煤層硬度系數(shù)f 為1～2，節(jié)理裂隙發(fā)育。由于巷道壓力大、煤層軟、煤層含水量大、易風化等自然因素，以及上分層開采造成超前應力集中、超前預爆造成震動影響等人為因素的影響，巷道變形破壞嚴重，變形量大，表現(xiàn)出軟巖巷道破壞特征。鋼性支護無法滿足支護要求，必須使用柔性支護方式，釋放部分變形能，才能達到預期支護效果。

錨桿支護作為一種典型的柔性支護方式，具有成本低、支護效果好、操作簡便、占用施工凈工少等優(yōu)點。當前，錨桿支護技術在礦區(qū)應用成熟，因此在東三采區(qū)+541 m 水平B1巷道采用錨桿、錨網、錨索聯(lián)合支護方式。

4.2 錨網及鋼帶的選擇

4.2.1 錨網

堿溝煤礦在較長時間內使用的錨網是雙抗網，隨著開采深度的加大，該類錨網已不能有效控制圍巖變形。從圖4中可以看出，目前正在使用的雙抗網存在強度低、變形量大等不足，在高應力或沖擊影響下易產生大變形，甚至破裂，因此必須加大錨網強度，抵抗圍巖表面變形。鑒于堿溝煤礦東三采區(qū)B1煤層破碎，煤層硬度系數(shù)f 為1～2，巷道壓力大，受采動、超前預爆等沖擊影響的生產條件，東三采區(qū)+541 m 水平B1巷采用強度更高的冷拔絲錨網作為錨網支護材料。冷拔絲錨網能夠很好地與錨桿、鋼帶耦合，充分發(fā)揮錨桿支護優(yōu)勢和圍巖自承能力。

圖4 雙抗錨網變形破裂

4.2.2 鋼帶

鋼帶是錨桿支護系統(tǒng)的關鍵構件。鋼帶傳遞錨桿應力，將單根錨桿連接起來組成一個整體的承載結構，可提高錨桿支護的整體效果。從圖5中可以看出，普通鋼帶存在剛度小、強度低、無法有效傳遞和均衡錨桿應力的不足，易造成鋼帶彎曲、斷裂，錨桿受力不均，錨桿與錨桿間煤體非協(xié)調變形等現(xiàn)象，圍巖無法形成整體承載結構，支護效果較差。基于堿溝煤礦開采擾動和頂煤爆破預裂影響造成的錨桿受力不均、巷道圍巖破碎，且煤層夾矸較多的現(xiàn)實條件，認為在東三采區(qū)+541 m 水平B1巷使用高強度的W 形鋼帶，可充分發(fā)揮其具有的強度高、剛度大的特點，能夠很好地均衡和傳遞錨桿應力，將錨桿有效連接起來組成一個整體承載結構，充分發(fā)揮圍巖自承能力。

4.3 錨桿、錨索的布置參數(shù)

4.3.1 錨桿長度及間排距

應用懸吊理論對錨桿的長度及間排距進行計算。計算結果表明，頂部錨桿理論計算長度應大于或等于2500 mm，南幫錨桿理論長度應大于或等于1500 mm，北幫錨桿理論長度應大于或等于1500mm。由鉆孔窺視及松動圈測試結果可知，東三采區(qū)+541m 水平B1巷在北幫1m 內、頂板2.2 m 內的煤體中裂隙較為發(fā)育，這兩處煤體最容易發(fā)生垮冒式變形。北幫斜向上4m 范圍內裂隙屬于第二裂隙帶，必須采取加強支護的措施，防止該處發(fā)生移動變形。

圖5 普通鋼帶失效

根據(jù)松動圈范圍計算得巷道錨桿長度分別為：頂部錨桿大于或等于2500 mm，南幫錨桿大于或等于2300 mm，北幫錨桿大于或等于2300 mm。取理論計算與實測中較大值作為錨桿設計長度，于是得：頂部錨桿長度大于或等于2500 mm，南幫錨桿長度大于或等于2300 mm，北幫錨桿長度大于或等于2300 mm。因此，設計兩幫及頂部錨桿長度皆為2500mm。

錨桿間、排距經計算得，巷道頂部錨桿間排距可小于970 mm，幫部錨桿間排距可小于1000 mm。結合監(jiān)測所發(fā)現(xiàn)的巷道北幫拱角裂隙發(fā)育、變形破壞嚴重的現(xiàn)象，根據(jù)錨桿支護巷道 “治頂先治幫”和“重點支護兩幫兩腳”的基本原則，在巷道南北兩幫拱角各安裝一根長為2500 mm 錨桿，且南北兩幫和頂部錨桿長度皆取2500 mm，以此來控制巷道直墻拱腳處圍巖的運移。

鑒于巷道頂板及煤幫側受上分層回采震動、頂煤垮放和頂煤超前爆破弱化的影響，將故頂部及兩幫錨桿間排距均設計為800mm×800mm。

4.3.2 錨桿鉆孔直徑

錨桿鉆孔直徑與錨桿直徑相差過大或過小，都會降低錨桿的錨固力：當錨桿直徑過大，錨桿與孔壁間隙過小時，將導致樹脂膠和固化劑缺少混合空間，不能充分均勻混合固結，造成錨固力過低；當錨桿直徑過小，錨桿與孔壁間隙過大時，一方面將導致樹脂攪拌后不能充滿錨桿與孔壁間隙，另一方面將造成樹脂不能充分混合，造成錨固力過低。由此可見，只有鉆孔直徑與錨桿直徑的合理匹配，才能獲得最大的錨固力，保證圍巖的錨固質量。相關研究表明，當使用?20mm 螺紋鋼錨桿時，宜采用?28mm 鉆孔。

4.3.3 錨索長度

國內外學者針對不同圍巖性質提出不同支護理論，研究了不同支護方法，然而這些研究大都僅針對于近水平煤層或傾斜煤層，對急傾斜煤層巷道的適應性還有待進一步研究、完善。根據(jù)懸吊理論，計算得堿溝煤礦巷道錨索合理垂向長度為7.83m。

圖6 巷道錨網索聯(lián)合支護設計方案

由于急傾斜煤層特殊的地質條件，形成急傾斜煤層應力非對稱分布的特點。堿溝煤礦采用分段綜采放頂煤方法進行回采，隨著上分層煤層的回采，巷道頂部壓力得到釋放，而底部壓力卻隨著采深的增大而增加，一直沒有得到釋放。以上兩種因素造成巷道南幫應力大于北幫壓力。東三采區(qū)+541水平B1、B3巷南幫較北幫普遍變形破壞時間早、程度嚴重，也驗證了這一點。因此，設計錨索與水平面夾角60°，東三采區(qū)+541m 水平B1巷錨索長度設計為7.8m／cos30°，即9.0m。最終的巷道聯(lián)合支護設計方案如圖6所示。

4.3.4 錨索排距

錨索排距按照懸吊理論進行設計，鑒于錨桿排距為800mm×800mm，因此也將錨索間排距設定為2000mm×2400mm。

5 支護效果評價

東三采區(qū)+541 m 水平B1巷采用綜掘掘進，按照上述方案進行支護，圖7 反映了東三采區(qū)+541m 水平B1巷支護后的斷面成形情況。從圖7中可以看出，采用新的支護方式后，加長的錨桿改善了圍巖的應力分布狀態(tài)，提高了圍巖的自穩(wěn)能力，高強度鋼帶緊貼煤壁，較好地控制了煤體的移動及變形。巷道頂板及兩幫整體平整，表明錨網鋼帶支護對提高大斷面巷道支護安全系數(shù)、減少巷道維修量、提高掘進速度、提高巷道利用率、確保采掘平衡、實現(xiàn)礦井高產高效起到了非常重要的作用。同時，為相同或類似地質條件下的巷道支護提供了參考。

圖7 +541m 水平B1巷支護效果圖

6 結論

通過鉆孔窺視儀及松動圈測試儀對巷道圍巖穩(wěn)定性進行現(xiàn)場監(jiān)測，獲得了巷道松動圈及裂隙分布特征，以此為依據(jù)確定了巷道錨網索聯(lián)合支護方式，并結合理論計算，確定了巷道的支護參數(shù)：

錨桿選用?20 mm×2500 mm，間排距為800 mm×800mm；錨索選用?15.24mm×9000mm，間排距為2000mm×2400mm。

現(xiàn)場應用結果表明，該支護設計方案合理。加長的錨桿錨固在穩(wěn)定層位上，降低了巷道圍巖的表面位移，高強度鋼帶與錨網抑制了圍巖的變形，說明該支護設計方案完全能夠滿足安全生產的要求。

實際應用效果進一步驗證了采用現(xiàn)場監(jiān)測與理論計算確定的錨網索支護參數(shù)的合理性，為該礦類似巷道的支護設計提供了參考依據(jù)。

［1］ 錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制 ［M］.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2003

［2］ 談國文，趙輝.大傾角全煤巷錨網索支護數(shù)值模擬研究 ［J］.煤炭技術，2007 （12）

［3］ 馮俊偉，馮光明，鄭保才.大傾角煤層回采巷道錨桿支護的數(shù)值模擬分析 ［J］.煤炭工程，2007 （2）

［4］ 王金華.我國煤巷錨桿支護技術的新發(fā)展 ［J］.煤炭學報，2007 （2）

［5］ 康紅普，王金華等.煤巷錨桿支護理論與成套技術［M］.煤炭工業(yè)出版社，2007