２０１０年第４期 煤炭工程 超高强锚杆支护技术在沿空掘巷中的应用 朱锋 ，阚甲广 ，张冬华 ２２１００８； （１．中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州２．中同矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏徐州２２１￣８） 摘要：基于巷道围岩控制理论及超高强锚杆支护技术体系，提出了在沿空掘巷中采用超 高预应力支护技术。通过在现场进行工业性试验以及矿压观测，研究巷道围岩在超高强支护下 的变形状况，结果表明超高强锚杆支护技术能够增强巷道围岩的承载能力，改善围岩的应力分 布，有效的控制巷道变形。并结合谢桥矿１２５２（１）轨道顺槽的工业性实验，对沿空掘巷巷道的围 岩变形进行分析，矿压观测表明巷道的支护效果良好，有效的控制了巷道变形。 关键词：超高强支护体系；沿空掘巷；矿压观测；围岩变形 中图分类号：ＴＤ３５３ １概述 文献标识码：Ｂ 文章编号：１６７１—０９５９（２０１０）０４．（）０２３－（）３ 表１ １２５２（１）上顺槽煤层顶底板情况表 煤炭资源的日益紧缺以及开采深度的日益加大使得无 煤柱护巷技术越来越受到重视。国内外对于煤柱留设尺寸 存在很大争议，有的学者研究指出只需３～４ｍ的小煤柱； 有的学者通过研究，指出为了防止煤体的塑性破坏，煤柱 尺寸应达到７～８ｍ。沿空掘巷的煤柱尺寸与围岩的结构、 应力的分布状态是分不开的，煤柱留设的研究在很大程度 上是沿空掘巷围岩结构和应力分析的研究。由于传统的锚 杆支护方式南于锚杆材质，以及锚杆预紧力不足等原因， 使得沿空掘巷巷道的围岩变形得不到有效的控制。随着锚 杆支护的技术发展，锚杆支护技术体系越来越朝着超高强 的方向发展，锚杆杆体，钢带，托盘以及一些附件材质的 不断加强，使得它具有力学性能优越，施工快速，便捷， 安全可靠性高等特点。采用超高强支护技术能够提高顶板 的抗剪强度并且使顶板岩层处于横向压缩的状态，形成预 应力承载结构，保证了巷道的稳定，有效的控制巷道了围 岩变形。 ３巷道支护方案 ３．１超高强锚杆支护技术 超高强锚杆支护技术的力学参数包括： 锚杆选用ＩＶ级左旋锚杆专用螺纹钢超高强预拉力锚 杆，其直径为￣２２ｍｍ，屈服强度为４５０ＭＰａ，极限强度为 ７ｏｏＭＰａ，屈服荷载１７１ｋＮ，极限荷载２６６ｋＮ，伸长率２０％。 顶板钢带采用Ｔ一１型，其展宽ｌｏ０ｍｍ，中间均厚 １２ｒａｍ，屈服载荷２５５．５ｋＮ，破断载荷４０１．４ｋＮ。 帮部钢带采用ＧＲＴ—ＹＩ３型钢带，其展宽ｌ７３叫１ ，厚度 ３ｍｍ，重量４ ＣＩ５ｋｇ／ｍ，屈服载荷ｌ２４５６ｋＮ，破断载荷ｌ ２２ｋＮ。 ２巷道地质条件概况 试验１２５２（１）轨道顺槽位于一６１０ｍ水平。工作面东起 西翼１１—２煤层采区下山，西至Ｆ５边界断层，北部为１２４２ 锚索采用 １７．８ｍｍ钢绞线，其抗拉强度１８６０ＭＰａ，整 根钢绞线的最大力为３５３ｋＮ，最大总伸长率为３．５％，初始 负荷相当于公称最大力的８０％，１ｏ００ｈ后应力松弛率不大 于４．５％。 （１）工作面上顺槽，南至一７３０ｍ煤层底板等高线，北边 １２４２（１）工作面已经回采完毕。该面自东向两煤层顶底板起 ３．２巷道支护方案与参数选择 １）留设小煤柱宽度。经过分析，讨论确定了谢桥煤矿 １２５２（１）沿空巷道留小煤柱的最佳宽度为６ｍ左右。 伏较大，总体上为两端高，中间低；煤层平均倾角１４．５。。 １ｌ一２煤为黑色，粉末状及块状，属半暗型煤，煤层普遍发 育一层夹矸，局部夹矸相变为伪顶，夹矸为泥岩或炭质泥 岩，厚０～０。４ｍ，平均０．２ｍ；煤层厚１．５—３．０ｍ，平均 ２）巷道断面。为保证巷道在第一阶段变形留巷稳定后 能满足通风、行人等安全生产需要，预留巷道断面以满足 ２．４ｍ。煤层顶底板情况见表１。 收稿日期：２ｏｏ９—１０—３０ 变形的要求，并根据矿方意见，巷道断面为直墙斜顶矩形： 作者简介：朱锋（１９８５一），男，安徽淮北人，现从事巷道围岩控制技术方面的研究。 ２３ 煤上顺槽：净宽ｘ中高＝５．２ｍ Ｘ３．０ｍ。 炭 工程 ２０１０年第４期 ３）上顺槽支护方案及参数设计。本设计优先采用高强 预应力锚杆锚索组合支护，并通过实时矿压观测分析结果 来评价支护效果及后续补强方案。 ４）掘进期间锚杆（索）支护参数确定。巷道顶板采 用７根ＩＶ级左旋锚杆专用螺纹钢超高强预拉力锚杆加 ５．２ｍ Ｔ１型钢带、Ｏ６ｍｍ冷拔电弧焊网（或８ 菱形金属网） 联合支护，锚杆规格为０２２一Ｍ２４—２８００ｍｍ（靠近低帮的一 根锚杆规格为０２０一Ｍ２２—２５００ｍｍ），每根锚杆采用两节 ０ ０ 卜 ０ ０ Ｚ２３６０型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距８４０ｒａｍ，排距 ９００ｍｍ。顶板锚杆必须紧跟迎头施工。 巷道低帮采用４根左旋锚杆专用螺纹钢高强预拉力锚 杆加２．３ｍ长Ｍ３型钢带、（Ｉ：ｇＳｍｍ冷拔电弧焊网（或８ 菱形 金属网）联合支护，锚杆规格为０２０一Ｍ２２—２５００ｍｍ。采用 一节Ｚ２３６０型中速树脂药卷加长锚同；锚杆间距为７００ｍｍ， 排距为９００ｍｍ。 巷道高帮采用６根左旋锚杆专用螺纹钢高强预拉力锚 杆加３．０ｍ长Ｍ３型钢带、Ｏ６ｍｍ冷拔电弧焊网（或８ 菱形 金属网）联合支护，其中最下面的一根锚杆（配３００ｍｍ× ３００ｍｍ大托盘）单独打在距离底板２００ｍｍ巷道底角处，其 余５根锚杆按钢带眼位打眼。锚杆规格均为０２０一Ｍ２２— ２５００ｍｍ。采用一节Ｚ２３６０型中速树脂药卷加长锚固；锚杆 间距为７００ｍｍ，排距为９００ｒａｍ。 在顶板每排锚杆问布置一套高预应力锚索梁。沿顶板 中线两侧各０．９ｍ布置锚索钻孔，锚索梁排距１．８ｍ，锚索 与顶板垂直，钢绞线规格为Ｏ１７．８×６３００ｍｍ，钢绞线下铺 设２．２ｍ长Ｔ２型钢带或１６ 槽钢，钢带或槽钢上两眼问距 １．８ｍ。每孔采用三节Ｚ２３６０中速树脂药卷加长锚固，以保 证锚固效果；预紧力８０—１００ｋＮ，锚固力不低于２００ｋＮ。锚 索梁紧跟迎头施工安装。 滞后掘进迎头５０—１５０ｍ，巷道围岩应力得到一定的释 放，端头效应结束后，进行高帮锚索梁补强。锚索距离巷 道底板２．５ｍ，钢绞线下铺设２．２ｍ长，Ｉ２型钢带或１６＃槽钢， 钢带或槽钢上两眼间距１．８ｍ，钢绞线规格为Ｏ１７．８× ４３００ｍｍ，向上带２０。打眼，眼孑Ｌ深４．０ｍ，锚固要求同上。 顶板构造异常带、断层带、淋水突然变大带、直接顶 厚度变化异常带、出现卡钻吸钻等冲击倾向性特殊地段， 减小锚杆锚索排距，然后及时套棚，或经研究采取其它支 护方式，确保顶板安全。 巷道肩角处锚杆适当带一定角度，具体支护参数如图１ 所示。帮顶锚杆最终扭矩不低于２００Ｎ・ｍ，采用ＭＱＳ一 ９ｏｊ２气扳机对锚杆进行二次加扭。 因不可抗拒的原因造成施工断面超宽或超高大于 ３００ｍｍ时，须采用补打锚杆或其它支护方式进行加固；小 于３００ｍｍ时，应将钢带顶弯，托板紧贴岩、煤面。 ４巷道矿压观测分析 从２００８年２月１９日开始进行矿压观测，至２００８年１０ ２４ 卜 嗥； 霹 ； ｌ６００ ３ 田＝＝＝＝＝＝】口 晷ｌ ｌ ＵＬ——————— ｑｊＵＵ ０ ｉ＋ ｉ ２５００ ２５００， ｉ 图１上顺槽巷道掘进锚杆（索）支护参数图（ｍｍ） 月３１日结束观测，共对１２５２１轨道顺槽设置了１２个矿压观 测点并进行观测。现以３＃Ｎ点为例，进行矿压规律分析。 １）３ 测点处的顶板离层量与离层速度的规律如图２所 示。从图２（ａ）顶板离层值图和图２（ｂ）顶板离层速度图可以 看出，锚杆支护对顶板的控制效果良好，锚固区内没有发 生失稳性离层，顶板离层值较小。巷道掘进后７ｄ顶板离层 为５ｍｍ，随着掘进的不断向前推移，３ 顶板离层保持稳定， 保持在５ｍｍ的离层值，说明设计支护方式和支护参数的选 择很合理，很好的控制了顶板的离层。 ２）两帮移近规律。３号测点处的巷道高帮移近量与移 近速度规律分别如图３（ａ）和图３（ｂ）所示。从图３（ａ）高帮 移近量图和图３（ｂ）低帮移近量图可以看出，巷道掘进后一 周内，高帮的移近量一直呈现递增的趋势，３５ｄ以后巷道高 帮的变形量保持稳定，稳定在２５０ｍｍ；但是６０ｄ以后，巷 道高帮的变形量又呈现增长的趋势，最终在１５０ｄ后，巷道 的高帮变形稳定，移近量达到４１７ｍｍ。巷道低帮的变形趋 势与高帮一致，最终巷道低帮总的移近量是１０４ｍｍ。 ３）顶底板移近规律。３ 测点处的巷道顶板移近量与底 板移近量分别如图４（ａ）和图４（ｂ）所示。从图４（ａ）顶板移 近量图和图４（ｂ）顶底板移近速度图可以看出，巷道掘进后 一周内，顶板移近量急剧增加，１５ｄ以后，顶板移近量逐渐 稳定，稳定在４２ｍｍ。但是７０ｄ以后巷道顶板移近量又急剧 增长，在第９０ｄ巷道顶板移近量最终保持稳定，稳定在 ７０ｍｍ。１２５２１上顺槽顶板支护方式和参数的选择达到了预 期的效果，有效的控制了巷道顶板的下沉。从图４（ｂ）中可 以看出巷道底鼓的变形趋势与顶板下沉的趋势一致，但是， 巷道底鼓量很大，最终巷道的底鼓量达到了２８０ｍｍ。从巷 ２０１０年第４期 煤炭工程 道顶、底板移近量图分析：巷道的顶、底变形总体上是以 ＬｕＥ迪 趟 ５ ４ ３ ２ １ Ｏ 巷道底鼓为主，底鼓量占到了巷道顶底变形的８０％以上。 如 ∞ ∞ ∞ 如 加ｍ ０ 加∞∞∞舳 ４ ３ ３ ２ １ ｌ ∞０ ０ ３０ ６ｏ ９０ １２０ １５０ １８０ ２１０ ０ ３０ ６ｏ ９ｏ １２０ ｌ５０ １８０ ２１０ 日期，ｄ 日期／ｄ （ａ）顶板离层量 （ｂ）顶板离层速度 图２ ３号测点顶板离层变化 ｇ 昌 蛔 ｐ＿吕Ⅲ／ 蹬选 Ｏ Ｏ Ｏ Ｏ 吕Ⅲ，咖 ８ ６ ４ ２ Ｏ ３ ２ Ｉ２ 、咖 漤 １ ｌ 加∞ 舳 ∞ ∞ 加０ ∞ ∞ ∞ ∞ 卯 ０ ３０ ６ｏ ９ｏ １２０ １５０ １８０ ２１０ ０ ３０ ６０ ９０ １２０ １５０ １８０ ２１０ 日期，ｄ 日期／ｄ （ａ）高帮移近量 （ｂ）低帮移近量 图３ ３号测点两帮变形移近■ 昌 ｇ 彻 ０ ３０ ６０ ９Ｏ １２０ ｌ５Ｏ ｌ８Ｏ ２１０ ０ ３Ｏ ６Ｏ ９０ １２０ １５０ １８０ ２ｌ０ 日期，ｄ Ｈ期，ｄ （ａ）顶板移近量 （ｂ）底板移近量 图４ ３号测点顶底板移近量 ５结论 顶底板，两帮的变形得到了良好的控制，巷道围岩变形稳 定后，顶板离层量是５ｍｍ，巷道顶板下沉量是７０ｍｍ，底板 １）沿空巷道围岩受到上覆岩层压力以及采空区侧向支 底鼓量是２８０ｍｍ，高帮的移近量是４１７ｍｍ，低帮的移近量 承压力的共同作用，巷道围岩的变形剧烈，采用传统的锚 是１０４ｍｍ，满足巷道的使用要求。 杆支护方式，很难有效的控制围岩变形，采用超高强锚杆 支护技术，可以有效的增加锚固区的围岩强度，促使围岩 参考文献： 及时形成统一，稳定承载结构，有效的控制围岩变形。 ［１］ 陆士良，漆泰岳．强初撑急增阻高阻力锚杆的支护机理 ２）超高强支护技术包括了锚杆，钢带，以及锚索等一 ［Ｊ］．中国矿业大学学报，２０００，２９（１）：５～８． 系列支护材料的强化，提高了支护材料的力学参数性能， ［２］ 韩磊．郭保华．厚煤层沿空掘巷围岩控制技术研究［Ｊ］．矿 并且包含了３项关键技术手段。 山压力与支护，２０ｏ６，３３（５）：３４—３６． ３）巷道矿压观测表明，采用超高强支护技术，巷道的 （责任编辑李泽荃） ２５ ０