鐵喇礦區大傾角富水煤層巷道錨網索支護技術研究①

摘 要：針對鐵喇礦區昊源煤礦B9煤層富含水、傾角大、煤質硬、頂底板穩定性較差的賦存特征，分析了高強預應力錨桿支護技術特點及優勢，并在904運輸平巷開展了錨網索支護工程實踐，設計了詳細支護方案、參數及相關施工要求，現場礦壓觀測結果表明菱形巷道掘進影響范圍約為25 m，表現出“頂板下沉量>高幫移近量>底鼓量>低幫移近量”的變形特點，最大斷面收縮率約為13%，為西部礦區同類巷道實施高強預應力錨桿支護提供了借鑒。

關鍵詞：鐵喇礦區 大傾角 富水煤層 巷道 錨網支護

中圖分類號：TD353 文獻標識碼：A 文章編號：1672-3791（2013）07（c）-0073-04

自1955年首次使用錨桿支護以來，我國錨桿支護技術發展歷經曲折坎坷，只是在近20年內相關技術及理論研究才取得較大突破，特別是煤礦巷道錨桿支護技術，研究成果豐碩[1]，促使錨桿支護成為中東部礦區巷道的主體支護方式。但隨著東部資源日漸枯竭，煤炭開采加速西部轉移，受開采技術水平地域性限制，巷道支護領域的最新研究成果未能在西部礦區得到大范圍應用，直接制約著西部礦區的安全、高效、持續生產。

鐵喇礦區昊源煤礦隸屬于徐礦集團新疆塔城鐵煤能源有限公司，礦井為近距離煤層群賦存，各主采煤層多含夾矸層，傾角大（局部超過40°）且富含水，煤質較硬。

1 工程地質概況

昊源煤礦904回采工作面采用走向長壁綜合機械化采煤法開采B9煤層，自由垮落法管理頂板。B9煤層位于中侏羅統西山窯組，煤層結構較簡單，賦存較穩定，煤厚1.2～2.1 m，平均1.73 m；上距B10煤層0.11～29.11 m，下距B8煤層15.66～32.95 m；904工作面范圍內B9煤層傾角為8～25°，平均15°；屬于典型的含水煤層，原煤水分較高，平均達11.06%。

904運輸平巷設計施工長度705 m，巷道埋深約300 m。B9煤層地質綜合柱狀圖如圖1所示，頂、底板巖石物理力學實驗結果見表1。顯然，B9煤層頂、底板以泥巖為主，炭質泥巖次之，局部為泥質粉砂巖、細砂巖。與普通泥質砂巖、泥巖相比，頂、底板巖石比重多在2.61～2.78 t/m3之間，抗壓強度多低于40 MPa，均與普通泥質砂巖、泥巖相當；但頂、底板巖石抗拉強度一般小于1.5 MPa，抗剪強度小于6.3 MPa，均低于普通泥質巖石；同時，頂、底板巖石孔隙率和吸水率偏高。因而B9煤層頂、底板穩定性較差。（如圖1表1）

2 高強預應力錨桿支護技術

隨埋深、應力環境、采動影響等條件的惡化，巷道圍巖支護所需支護強度不斷提高，致使我國錨桿支護曾經歷了“單獨強調桿體強度”的發展階段，并按照錨桿桿體的屈服強度σs將錨桿分為普通錨桿（σs<340 MPa）、高強錨桿（340 MPa≤σs<600 MPa）和超高強錨桿（σs≥600 MPa）[2]。相關研究表明[3]，煤層巷道開挖后在其頂板通常會形成1～2 m厚的松動層（頂板煤巖互層），其負荷約為20～40 kN/m2，這一負荷遠大于普通錨桿支護的初始錨固力（預應力），而遠小于錨桿桿體的區服強度。低預應力支護，抑或無預應力支護只能在圍巖產生較大的變形后，才能對圍巖變形破壞形成“低效”約束。單獨強調桿體強度而忽視預應力提高的錨桿支護技術未能在工程應用中取得較好的支護效果[4]。

高強預應力錨桿支護就是在施工、安裝過程中，及時給錨桿或其它支護構件以很高的張拉力，并傳遞到圍巖深部。其技術優勢在于：（1）給巷道圍巖以主動的壓應力，及時改變巷道圍巖為三向應力狀態，使圍巖在變形初期即受到錨桿支護的有效約束作用，大大降低圍巖的初始變形量；（2）消除頂板中部的拉應力區，使得頂板錨固區以內的巖層加固形成類似剛性的板并處于三向受壓狀態，阻止水平應力作用下的頂板剪切、拉伸破壞，消除或減緩錨固區內弱面離層現象；（3）使垂直壓力均化到巷道兩側縱深范圍，減緩兩幫圍巖的應力集中程度，緩和片幫現象，變被動支護條件下的“先護幫，后控頂”為主動支護條件下的“先控頂，后護幫”。

在高強預應力錨桿支護的基礎上，結合現場錨桿支護失效案例分析，從系統角度進一步提出了“三高”錨桿支護技術，即高預應力、高剛度、高強度的錨桿支護[5]。高剛度強調提高與錨桿支護相配套的金屬網、托盤和鋼帶等構件的抗變形能力，通過支護構件較小變形量即可“換來”支護阻力的快速的增高，達到高增阻的工作狀態。高強度強調提高錨桿桿體、配套扭矩螺母、專用碟形托盤等構件的強度，以適應動壓、大變形等圍巖破壞因素，達到“高阻讓壓”的工作狀態，有效限制圍巖變形。

3 具體支護方案

3.1 初期支護實踐

昊源煤礦曾對煤層巷道進行過錨桿支護工程實踐，實際支護效果表明，對此類煤巷軟弱破碎頂板采用普通錨桿支護（圓鋼φ16～18 mm，L1800～2000 mm）時，極易發生頂板垮冒事故，嚴重影響綜掘設備的生產能力與安全施工，致使一線技術人員一度認為“錨桿支護在鐵煤行不通”。目前，昊源煤礦對于此類近距離含水煤層群軟弱圍巖煤巷的支護普遍采用礦用工字鋼支架被動支護，不僅支護成本高，回收支架工作量大，而且支護狀況極差，安全隱患多，突發事故概率高，部分地段經多次修復仍無法滿足生產需求，嚴重影響礦井的安全、高效、持續生產。而類似904運輸平巷的回采巷道，作為設備、人員、材料、煤矸等出入工作面的咽喉，巷道的穩定對于工作面的安全生產具有重要意義。因此，很有必要對此類巷道的支護方案進行優化。

3.2 成巷方案及具體支護參數

為盡量減小掘進開挖對巷道圍巖所造成的破壞，避免使本身強度較低的復合軟弱頂板愈加破碎，昊源煤礦904運輸巷的掘進方式采用沿煤層頂板按中線掘進，巷道斷面形狀決定選用菱形斷面。巷道掘進寬度4200 mm，掘進高度（中高）2400 mm，其中高幫3200 mm，低幫1600 mm，如圖2所示。

（1）頂板采用錨網梁索聯合支護，施工6根規格為φ18×2400 mm等強錨桿，間排距為800×800 mm；金屬梁采用φ10 mm圓鋼自制，規格為3000×100 mm（長×寬）；金屬網采用12#鐵絲編制菱形金屬網，規格為2000×1000 mm（長×寬），網孔尺寸為80×80 mm。

（2）兩幫采用錨網梁支護，高幫施工4根規格為φ18×2200 mm等強錨桿，間排距為900×800 mm；低幫施工2根與高幫相同規格的錨桿，間排距為1000×800 mm；金屬梁、金屬網規格同頂板。

（3）頂板錨索采用“2-0-2”的形式布置，每隔2排錨桿布置1組（2根）錨索，鉆孔施工于兩排錨桿中間位置，孔深5.0 m；錨索鋼絞線規格為φ18.9×5300 mm，外露不超過300 mm，間排距為1600×1600 mm；錨索全部采用250×250×18mm專用托盤，采用1節K2350快速樹脂藥卷和3節Z2350中速樹脂藥卷進行加長錨固。

（4）錨桿托盤規格均為150×150×10 mm；螺母與錨桿相匹配；錨桿均采用2節Z2350中速樹脂藥卷進行端部錨固。

3.3 施工工藝要求

（1）巷道頂板靠近兩幫的兩根錨桿垂直于巷道頂板向外20°施工，兩幫靠近頂、底板的錨桿亦垂直于巷道幫部向外20°施工，以提高巷道圍巖應力集中區域的支護強度。

（2）根據昊源煤礦所用錨桿索規格，確定施工中錨桿的預緊力不低于60 kN，錨索的預緊力不低于90 kN。

（3）錨索施工滯后掘進迎頭不超過4 m，錨索張拉滯后錨索錨固1 h左右；采用氣扳機對錨桿螺母進行二次及時緊固，滯后時間不得超過2～3天，最終扭矩不小于300 N·m。

（4）鋪網時應從頂板中部向兩邊鋪網，頂網必須過肩窩，頂網與幫網在肩窩處重合高度不小于500 mm，即肩窩處鋪雙層網。

（5）根據圍巖賦存及淋水狀況，盡量選擇在兩幫下部施工導水孔，進行集中排水，減小煤層水對巷道圍巖的弱化程度。

（6）通過淋水區、斷層帶、應力集中區等特殊構造帶時，應適時縮小錨桿排距，加密頂板錨索，頂幫破碎區域敷設雙層金屬網；斷層面前后及應力集中區，在高幫靠上部位打注錨索補強，防止片幫、剪滑。

4 現場礦壓觀測及支護效果

在904運輸平巷掘進過程中，對錨網梁索聯合支護效果實施現場礦壓觀測，主要觀測內容為距巷道掘進迎頭不同距離時巷道斷面的收縮量，觀測結果以巷道圍巖表面位移曲線表示，如圖3所示，巷道實際支護狀況實照如圖4所示。

總體而言，在巷道掘進過程中圍巖表面各部位收縮量表現出“頂板下沉量>高幫移近量>底鼓量>低幫移近量”的特點；其中兩幫移近量的最大值為165 mm，頂底板移近量最大值為198 mm，巷道最大斷面收縮率約為13%。在距掘進迎頭0～25 m范圍內，巷道圍巖變形劇烈，圍巖變形量快速增長；超過25 m后，巷道圍巖變形量逐漸趨穩，圍巖與支護結構間形成新的平衡，巷道亦趨于穩定狀態。在巷道兩幫移近中以高幫向巷內的移近為主導，這主要是由于高幫圍巖巖性不一，除B9煤層外還包含有底板的泥巖、泥質粉砂巖等巖層，在頂板垂直集中應力以及煤層水弱化作用下，高幫圍巖更易發生“凸出型”變形，甚至發生剪滑失穩，這也是加強對高幫上部支護強度的原因所在。（如圖3圖4）

5 結論

基于鐵喇礦區昊源煤礦B9煤層富含水、傾角大、煤質硬、頂底板穩定性較差的賦存特征，結合高強預應力錨桿支護理論及技術，在904運輸平巷成功實施了錨網索支護；設計了詳細支護方案、參數及施工要求；礦壓觀測結果表明菱形巷道掘進影響范圍約為25 m，表現出“頂板下沉量>高幫移近量>底鼓量>低幫移近量”的變形特點，最大斷面收縮率約為13%，可為同類巷道實施高強預應力錨桿支護提供借鑒。

參考文獻

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