下向穿層鉆孔影響下頂板支護的參數優化

潘明光

摘要：本文就1792（3）工作面通過對日常礦壓觀測的數據分析，及對巷道頂板巖性、煤層的強度和自身承載能力的綜合比對，分析了礦壓顯現的原因，并提出了加強支護、優化參數的措施。

關鍵詞：穿層鉆孔 巷道掘進 頂板支護

1 概況

1792（3）工作面位于東四采區，工作面標高-660m～-695m，屬13-1煤層，煤層均厚3.89m，傾角6～8°。軌順總長度1945m，自軌順中段回風聯巷分為東、西段，西段由掘進101班從東翼二聯1792（3）軌順聯巷端頭處撥門，按126°方位角跟頂施工與東段貫通，前470m為實體掘進，巷道斷面：中寬×中高=5m×3m。

掘進101班10年8月份撥門進尺，在巷道掘進過程中，頂板完整性較好，可探6m范圍內，巷道頂板巖性為2.2～3.0m的層狀粉砂巖及3.0～3.8m的細砂巖，但部分地方頂板淋水量較大。在掘后15天，礦壓顯現明顯，層狀砂巖頂板下沉并在中線位置沿走向斷裂，頂底板相對位移、兩幫相對移近量急劇增加，巷道內錨索斷索現象較多，頂部右肩胛處的支護錨桿被剪斷破壞嚴重。距撥門位置144m-150m、163m-169m處極為明顯，頂部右肩胛錨桿全部被剪斷，連續斷索4根，下幫向巷道擠壓變形嚴重，頂底板最大位移量達890mm，兩幫最大移近量達820mm。

2 礦壓顯現的原因分析

通過對日常礦壓觀測的數據分析，及對巷道頂板巖性、煤層的強度和自身承載能力的綜合比對，分析原因如下：

2.1 地質因數

巷道直接頂為2m左右的薄層狀粉砂層，每層厚為20～30mm，粒徑0.05～0.005mm，層理發育，粘結力較差，單向抗壓強度＜40MPa。在自重的作用下，薄層狀頂板下沉，與上位頂板巖層產生離層，并沿節理、裂隙破斷，斷裂后巖層強度降低，自身失穩且急速下沉，斷裂面沿巷道走向繼續擴大，在頂板巖層中形成剪切破壞面。

2.2 頂板支護強度、預緊力不夠因素

①支護參數方面。在施工過程中，各種地質構造及頂板巖性的隨時變化，使得部分錨桿（索）間排距、錨桿錨索外露、錨桿角度、錨索預緊力等支護參數小于設計值，造成錨桿、錨索聯合支護效果降低，未能對頂板施加足夠預緊力，造成頂板離層、斷裂、破碎。隨著頂板層狀砂巖斷裂層數的不斷增加，斷裂面的進一步擴大，巖層內剪切破壞力越來越大，導致巷道內部分右肩胛處的錨桿被剪斷，錨索斷索失效。②施工質量方面。錨索網支護的每個施工環節中，人為因素影響都可能對錨桿（索）的支護質量有較大的影響。如鉆頭的選擇、錨桿孔內粉末的處理情況、樹脂藥卷的攪拌時間、錨桿的安裝角度、錨桿的扭矩、錨索預緊力的大小、托盤與煤壁接觸的緊密程度等，也影響著錨索網支護的強度。

2.3 穿層鉆孔因素

軌順西段的前470m為實體掘進，根據集團公司的規定及瓦斯治理的需要，利用1792（3）高抽巷對軌順西段實體段，按10×5m布置施工下向穿層鉆孔，鉆孔控制到巷道兩幫外5m并穿透13-1煤層，再利用臨時抽采系統合茬預抽。高密度布置鉆孔和帶水壓打鉆，造成鉆孔附近的煤巖體松散、破碎、裂隙增大及巷道內淋水量增大，使實體段巷道頂板巖層的整體強度顯著降低，頂板自身失穩，承載能力下降，是巷道掘進后部分頂板斷裂破碎的直接原因。

3 加強支護、優化參數的措施

3.1 加強頂板巡查，建立巡查制度

發現頂板斷錨斷索處，采取及時補打的措施，避免連續斷錨斷索的現象。對巷道內壓力較大處，提前打信號點柱并隨時觀測，發現巷道來壓明顯，及時補打加長錨索加固頂板。

3.2 支護方式的確定

根據礦壓觀測數據分析和現場錨索頻繁斷索的現象，為加強已破碎段頂板管理，控制斷裂面的繼續擴大，預防冒頂事故的發生，采取增加錨索數量，加強頂板支護強度。現場對已破碎段的頂板采取走向14#槽鋼組合錨索的支護方式。走向槽鋼分別沿著巷道頂板兩側的第一根錨桿與第二根錨桿之間縱向布置，梁長2m（1根走向槽鋼梁托2排M5鋼帶），每根走向槽鋼梁上安裝3根錨索，間距為800mm，兩側縱向槽鋼梁錯茬布置。

3.3 支護參數的調整

3.3.1 原有的支護設計：頂板采用錨索+錨桿+M5

鋼帶+金屬網聯合支護，鋼帶排距800mm，錨桿間排距750×800mm，錨索間排距2000×800mm（2-2-2布置）。

3.3.2 優化支護參數。①錨索的優化：按照錨桿支護的組合巖梁理論計算，頂板巖層的壓力主要由錨桿和錨索共同承擔，錨索必須有能力承擔其承載范圍內潛在的冒落巖層的重量。

潛在的冒落高度：H=B/K/f

式中:H——潛在的冒落高度，m；B——巷道寬度，B=5m；K——頂板巖性系數，K=0.4； f——直接頂硬度系數，f=5。

則：H=5／( 5×0.4) =2.5m

潛在冒落拱面積:

S=4/3×B/2×H=4/3×5/2×2.5=7.3m2；

每米長度冒落巖石重量為：

T=S×r×1=7.3×27×1=19.7t

式中：r—粉砂巖的容重，取27kN/m3

錨索的破損載荷：選用φ22錨索，則W=450kN=45t。

單根錨索承擔的冒落長度：

L=45／19.7=2.2m。即每2.2m需布置1根錨索。

綜合計算所得及后方巷道斷錨斷索的現象，支護參數采取每排增加一根錨索的優化方案，即每排三根錨索，間距為1.6m，排距為800mm（即3-3-3布置），中間一根沿中線布置。如下圖：

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②結合錨桿受力觀測、圍巖變形特征和錨桿剪斷現象可以定性看出，頂板錨桿受力較劇烈，頂部右肩胛錨桿不僅受到軸向力的作用，還受到巨大的水平剪切力的作用。頂部錨桿選用左旋無縱筋螺紋預拉力錨桿，長度2.4m，直徑22mm，極限拉斷力255kN，屈服力為190kN，延伸率20%，桿尾螺紋規格為M24，采用滾壓加工工藝成型，抗剪強度為280Mpa。針對頂板右肩胛處的錨桿被剪切破壞，導致頂板失穩的現象，采取在右肩胛處施工雙錨桿

針對性措施。通過施工雙錨桿，讓兩根錨桿共同作用形

成有效的整體，增強了錨桿對頂板的預緊力和支護強度，使錨桿抗剪能力顯著提升，有效的避免了錨桿被剪切破壞。

3.4 避免人為因素造成錨桿失效

①加強施工質量管理，現場施工時嚴格按照作業規程的有關規定進行，錨桿錨索安裝角度、間排距、孔深、錨固長度、攪拌時間等必須符合要求。②迎頭應配齊各種檢測工具，如錨桿拉力計、力矩扳手等。并建立施工質量驗收制度，確保錨桿錨索的施工質量合格。

4 采取措施后巷道狀況

4.1 原頂板破碎段

采取槽鋼組合錨索的支護方式后，頂板走向斷裂帶和破碎范圍得到了有效的控制，未再有斷錨斷索的現象發生。采取措施前：該段頂底板移近量510～760mm，錨索平均載荷32T;采取措施后：該段頂底板移近量和錨索載荷維持原狀，未有明顯變化。

4.2 優化參數后掘進的巷道

頂板雖有部分淋水，但未再出現斷裂破碎區域，只有個別斷索現象，右肩胛處錨桿也未被剪切破斷；通過日常觀測，該段頂底板移近量350～450mm，頂板淺部離層10～25mm，深部離層20～40mm，錨索載荷最大34T，平均為28T。

5 結語

①上述礦壓觀測的結果表明，采取措施加固后的巷道及參數優化后的掘進巷道，圍巖變形量明顯小于前期巷道的圍巖變形量，說明巷道支護強度的提高能大大減小巷道圍巖變形量。

②通過對巷道頂板破碎的原因認真分析，采取增加錨索、減小錨索間距、肩胛處使用雙錨桿等有效的控制和優化措施，1792（3）軌順西段掘進期間未發生冒頂事故，實現了全線安全貫通。下行穿層鉆孔影響下巷道頂板

管理的成功，為降低斷錨短索、提高巷道錨索網支護質量及以后同類巷道的施工提供了很好的借鑒，也為1792（3）工作面的接替及下一年的安全生產提供了保障。

參考文獻：

[1]王京生，賈泉敏，張安，周波，劉豐韜.下向穿層鉆孔施工工藝研究[J].科技創新與應用，2013(10).

[2]陳建，劉濤.下向穿層鉆孔施工成套技術研究[A].第三屆全國煤礦機械安全裝備技術發展高層論壇暨新產品技術交流會論文集[C].2012.

[3]下向穿層鉆孔施工與抽采成套技術應用與實踐[A].2010年安徽省科協年會——煤炭工業可持續發展專題研討會論文集[C]. 2010.