四老溝礦5119巷高應力區域補強支護技術措施

邵繼華

（晉能控股煤業集團，山西 大同 037003）

0 引言

頂板事故是一種危害非常大煤礦事故之一，后果不容被忽視[1,2]。很多礦井在開采過程中經常會遇到高應力區域，導致礦壓變化劇烈，原有的支護體失效嚴重，很容易發生冒頂事故，所以需要在原有支護基礎上進行合理有效的補強支護[3-6]。

四老溝礦C3-5號層5119巷在推進至35～45 m時，巷道頂板承受壓力變得非常大。結果導致工作面掘進施工過程中遇到了支架下沉、支護體變形嚴重甚至失效的情況，甚至發生過冒頂事故。以理論分析為指導，從C3-5號層實際地質構造條件、巷道圍巖破壞和變形現狀及現有支護失效模式出發，分析出此段巷道發生變形的起因如下：

1）應力大且集中。軌道大巷在之前施工中經受過三次動壓影響，導致圍巖應力有很大增幅，與原始應力相互疊加，垂直方向應力可以達到20 MPa，應力集中現象嚴重；加上護巷煤柱長期以來造成的支承壓力影響，致使此段巷道圍巖軟化現象嚴重、變形量增大、變形速率變快，且有大面積松動，覆蓋范圍甚至可達3 m以上，錨桿無法發揮有效的錨固作用，極易發生失穩破壞。

2）圍巖體強度低。此煤層頂板巖層的巖性大部分為泥巖或巖漿巖等軟弱巖層，本身圍巖力學性能差，強度低，且巖體中節理和裂隙較為發育，在應力較高的區域難以起到支撐作用。

3）地下水的作用。巷道經常受地下水的侵蝕，致使圍巖膨脹、泥化、變形；圍巖中還存在很多黏土礦物，遇水后體積也會增加，導致泥化和軟化，所以這段區域圍巖強度過低，承載力不夠。

4）支護方式不合理。此段巷道為多條巷道的交叉處，其中一側臨近煤層，巷道的埋深在800 m左右，為典型的高應力加軟圍巖巷道。巷道的形狀為直墻半圓拱形，支護采用的是錨網索，破碎區域用注漿進行加固。鑒于上文提到的各種原因，圍巖可錨性不高，布設的錨桿無法發揮應有的錨固作用，尤其在松軟破碎區，圍巖自穩能力差，允許空頂時間短，難以發揮錨桿與錨索自身的承載性能；另外對頂板和兩幫的底角也沒有特殊的加強支護措施，導致這些區域破壞嚴重，巷道最終失穩。

5）底板無控底措施。巷道沒有采取控底措施，底板和底角的位置未進行有效的補強支護。巷道開挖后，底板沒有任何支護，處在完全敞開的狀態，無法起到支護承載體的作用；上方頂板經常滲水，地面上又有積水的浸泡，導致底板變形嚴重，一旦遭遇高應力，極易成為巷道變形和破壞的突破口，使頂板和兩幫變形加劇，最終導致支護結構失穩。

6）支護構件失效。頂板和兩幫原來設置的支護構件都或多或少出現了失效情況，如金屬網兜撕裂、錨桿彎曲、錨索破裂等，導致有些地方巖石發生垮落。

基于上述種種原因，四老溝礦C3-5號層5119巷原有的支護措施已經不能保證生產中的安全。為了解決此問題，本文制定了針對性的補強支護，并提出防止頂板事故的措施，改善圍巖應力環境，增加穩定性，保證礦井安全生產。

1 變更前支護形式

頂板采用規格為4 800 mm×330 mm×6 mm的JW鋼帶進行支護，用φ21.8 mm×8 300 mm鋼絞線配合異形托盤（220 mm×200 mm×12 mm）及鎖具，間排距為1 150 mm×900 mm；三眼組合錨索加強支護，五花布置，采用φ21.8 mm×8 300 mm配合高強托盤（500 mm×500 mm×16 mm）及鎖具。

幫部上2排支護采用φ20 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋錨桿（MG400）和φ17.8 mm×5 000 mm錨索聯合支護，呈三花布置。間排距為1 000 mm×1 000 mm。錨桿配合參數為450 mm×250 mm×3 mm的W型短節鋼帶和規格110 mm×110 mm×10 mm的球形托盤，錨索配合250 mm×250 mm×16 mm的高強托盤和鎖具，在頂板以下400 mm位置，與水平線呈10°夾角設置最上排支護，且錨索要與頂部JW鋼帶對齊。最下排護幫采用φ20 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋錨桿（MG400)支護，與水平線呈-20°夾角，間排距為1 000 mm×1 000 mm。

工作面進入高應力區之后，直接頂初次分層跨落，多處局部下沉，錨索預應力嚴重衰減，圍巖破碎變形、離層等情況隨之而來，錨桿、錨索支護失效現象嚴重，并伴隨有局部冒頂出現，極易發生頂板大面積垮落事故。原有的支護措施已經不能保證巷道頂板完整和掘進安全，需要進行必要的補強支護，通過該區域后，仍按原設計進行施工。

2 補強支護措施

2.1 穿鋼針

利用探放水鉆機及鉆桿（φ33 mm，長1 500 m）施工鋼針，掘進5 m施工一次，每次一排長6 m，鋼針穿設后巷道高度不低于3 500 mm，鋼針間距為300 mm，施工角度≤5°，沿煤層傾角水平布置。如巷道迎頭存在小范圍垮落區域，可在垮落區域支護結束后，視現場情況增加鋼針排數，但排距不大于500 mm。掘進不得超過鋼針穿設距離，留有0.5 m安全搭接距離。

2.2 注馬麗散

根據高應力區域頂板破碎情況、頂幫煤巖松動及垮落情況，采取加注馬麗散的措施。對頂板及巷幫松軟、破碎區域采用施工加固眼孔、注射加固材料的形式進行加固，加固眼孔距巷道底板3 m，仰角20°，深度5 m，施工4個孔，注射效果以圍巖結膠、滲出為宜。按照4 m一次循環進行施工，但要根據工作面情況，可以提前或適當延長注馬麗散周期。

圖1 穿設鋼針剖面及正面布置圖

2.3 頂板補強支護

取消錨索組支護。頂板采用4 800 mm×330 mm×6 mm的JW鋼帶進行支護，用φ21.8 mm×8 300 mm鋼絞線配合異形托盤（220 mm×200 mm×12 mm）及鎖具，間排距為1 150 mm×600 mm。

圖2 變更前后頂板支護平面圖

2.4 幫部補強支護

幫部支護間排距由原來的1 000 mm×1 000 mm變更為800 mm×1 000 mm。上2排支護采用φ20 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋錨桿（MG400)和φ17.8 mm×5 000 mm錨索聯合支護，呈三花布置。錨桿配合450 mm×250 mm×3 mm的W型短節鋼帶和110 mm×110 mm×10 mm的球形托盤，錨索配合250 mm×250 mm×1 6 mm的高強托盤和鎖具，最上排支護距頂板≤400 mm且與水平線呈10°夾角。最下排護幫采用φ20 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋錨桿（MG400)支護，與水平線呈-20°夾角。

當巷道高度超過4 m或幫部煤體破碎時，增打第四排護幫，并與原最下排支護一致。因煤體疏松緣故，錨桿支護效果不理想，可采用φ17.8 mm×5 000 mm錨索配合500 mm 11號短節工字鋼梁（500 mm）及W型短節鋼帶（450 mm×250 mm×3 mm）和鎖具進行支護，短節鋼帶在里，工字鋼梁在外。

圖3 變更前后護幫支護平面圖

2.5 頂煤異常破碎時支護措施

頂煤在高應力下異常破碎時，需鋪設金屬網，采用雙層錯孔鋪設。在JW鋼帶間打設單眼錨索，采用500 mm長11號短節工字鋼梁配合φ21.8 mm×8 300 mm鋼絞線。根據現場頂煤厚度，如8 300 mm鋼絞線未錨固在穩定巖層中，則要打設φ21.8 mm×10 300 mm鋼絞線。如JW鋼帶間、巷道肩部網包較大，需將網包內碎煤放盡，隨后打設角錨索，采用500 mm長11號短節工字鋼梁配合φ17.8 mm×5 000 mm鋼絞線。

圖4 頂煤異常破碎區域支護平面圖

采用噴漿護表工程來應對頂煤異常破碎，為防止碎渣掉落，保證噴漿厚度≥100 mm。里程340 m開始內采用DW-45-110X單體支柱及11號工字鋼梁，采用“一梁三柱”形式進行支護，中柱沿巷道中心線方向布置，邊柱到巷幫的距離為300 mm，排距1 000 mm。

當巷道高度過高，以至于大于單體柱極限距離時，可支設直徑≥200 mm的木柱。超高區域要在治理結束后立即補齊單體支護。假頂區域支設在已有工字鋼梁上。在規定區域外頂板下沉區域需支設單體柱區域也按照上述要求支設。

2.6 其它措施

錨桿配套減磨墊片和高強托盤調心球墊使用，錨固力≥125 kN，幫錨桿預緊力矩≥250 N·m，外露長度10～50 mm。

φ17.8 mm規格的錨索錨固力≥320 kN，預緊力≥180 kN；φ21.8 mm的錨索錨固力≥520 kN，預緊力≥290 kN；外露長度均為150～250 mm。

最上排護幫支護距頂板≤400 mm。連接各菱形網時要牢固，且相互對齊，避免錯差和裂縫。頂網相互搭接≥200 mm，用14號雙股鉛絲“三花”固定，間距為200 mm。

2.7 掘進要求

JW鋼帶最大和最小空頂距分別為0.8、0.3 m，不得超控頂作業。上兩排護幫支護最多滯后工作面迎頭2 m，最下排最多滯后工作面迎頭8 m。超寬處支護當班必須補打，采用與頂板同規格鋼絞線配合500 mm長的11號工字鋼。

采用小斷面分次截割方式割煤，嚴禁一次全斷面截割成型，隨掘隨支，每次截深不得大于500 mm，采用φ21.8 mm×8 300 mm鋼絞線配合250 mm×250 mm×16 mm高強托盤進行小斷面內支護后進行下次截割。JW鋼帶支護排距支護排距不得大于600 mm；金屬網搭接距離≥100 mm，采用14號雙股鉛絲扭結成三花狀。

局部底鼓區域進行平整工作，補打失效支護。巷道幫部變形嚴重區域在原有支護基礎上補打φ17.8 mm×5 000 mm錨索；炸幫嚴重區域或失效集中區域補打一排護幫。

如按照變更后支護措施發現巷道圍巖仍有較大形變，立即停掘，匯報相關領導，再行制定措施后方可掘進。可根據施工現場情況增加支護，所使用支護材料必須與原支護材料一致。

以20 m間距安裝離層儀，做好礦壓觀測工作，頂板離層及巷道位移情況要如實記錄并分析。局部底鼓區域進行平整工作，補打失效支護；巷道幫部變形嚴重區域在原有支護基礎上補打φ17.8 mm×5 000 mm錨索；炸幫嚴重區域或失效集中區域補打一排護幫。

3 安全技術措施

開工前，嚴格執行敲幫問頂和“四位一體”檢查制度，準備工作做好后，解決完遺留問題方可施工。

全面檢查頂板狀況，確認安全后方可打錨桿眼。必須用機械或力矩扳手將錨桿擰緊，確保錨桿的托盤和巷幫貼緊。交接班時，當班跟班負責人必須對每班安裝的錨桿進行逐個檢測，及時發現問題并解決，比如錨固力未達到設計要求的錨桿必須當班補打，重新安裝。

安裝托盤時必須保證與圍巖接觸嚴密，盡量減少縫隙，托盤、螺母要上緊上牢，以防滑落，不得在托盤后充填木片、矸物，錨桿外露長度≤50 mm；失效支護及時補打。使用風動錨桿機安裝錨桿，嚴禁采用砸投的方法將錨桿直接砸入錨固劑內，很容易使錨桿損壞，而且安裝不牢固；避免桿體的晃動或移位，直至錨固劑固化穩定；安裝頂眼時，要在錨桿安注3 min后再給錨桿預緊力。

施工現場要正確進行拉力試驗，一般采用測力扳手或測力計，注意不要損壞器材。預注馬麗散時，工作人員要做好自我防護工作，防止液體濺入眼睛或皮膚表面，聽從廠家人員指導，嚴禁獨自施工。穿設鋼針人員要配合探放水隊施工，嚴格服從探放水隊現場人員指揮，不得獨自施工。巷道掘進過程中，如遇煤炮頻率有明顯增加或響動明顯變大時，立即停工撤人。保證巷道行人側暢通。

單體柱支設必須達到設計初撐力，穿鞋帶帽，并連接防倒防拽裝置。優先支護變形嚴重區域。單體支柱在信號木柱支設區域無法連接防倒防拽裝置時，單體柱要與信號木柱或頂板進行固定，防止卸壓后傾倒傷人。

4 效果分析

原來的圍巖單軸抗壓強度為20 MPa，注馬麗散后變為50 MPa，承載能力增大了1.5倍，穩定性明顯增強；后來使用的JW型鋼帶不易彎曲變形，剛度更大，能起到更好的支護作用；補強后的錨索和錨桿，彎曲變形減少，壓強度和錨固效果提高。這些措施都使得頂板危險大幅降低。

對高應力區巷道進行支護補強后，在后續生產中頂板蠕動變形速率降低，下沉量基本不高于100 mm，頂底板的相對移近量減少了19.2 %，錨桿失效率大幅降低，達到5%以下，錨索受力強度較原來增加了13.2 %，頂板斷裂、冒落現象減少，巷道掘進速率提高至7.4 m/d，保證了巷道快速且安全掘進。

5 結論

本文針對四老溝煤礦5119巷在高應力區時支護方面遇到的實際問題，制定了針對性的補強支護技術和參數，并提出了防止頂板事故的措施。現場生產實踐表明，這些方案能夠有效增強高應力區支護能力，頂板蠕動變形速率和下沉量降低，頂底板的相對移近量減小，使頂板事故大大降低，巷道掘進速率提高，礦井安全生產得到有力保障。