蠕变围岩巷道支护控制技术研究

摘 要：为解决地应力异常区巷道变形、底鼓严重的问题，对某矿南6采区的围岩地质力学参数进行测试且对原支护方案失效原因进行分析，在分析的基础上，提出全长预应力锚固强力锚杆锚索组合支护系统，通过掘进期间矿压观测结果表明：新的支护体系有效控制了围岩变形与破坏。

关键词：地应力异常区；围岩变形；蠕变性；预应力；锚杆支护

DOI：10.16640/j.cnki.37-1222/t.2017.18.073

煤矿巷道围岩条件复杂，且随着开采深度加大，采用何种支护方式才能确保巷道的正常使用以及后期工作面的安全回采，是煤矿面临的一大难题。近年来，随着某矿开采水平的延伸，开采強度的提高，原有的巷道支护出现了诸如变形严重、底臌、“坠包”等很多问题。目前该矿南6采区共有5条采区上山巷道，其中南6采区轨道上山是首条掘进的全煤上山巷道，当巷道掘进至700m时，发现由于南6采区地应力异常，导致南6采区轨道上山掘进过程中出现了多处片帮现象，巷道两帮变形达到500mm，巷道底臌严重，变形量超过400mm，且巷道帮侧出现多处“坠包”现象。根据掘进期间巷道矿压观测情况分析，掘进期间巷道变形一直处于蠕变状态，由于巷道变形严重，矿井在已掘上山巷道内重新架棚。因此，为有效解决南6采区地应力异常区域上山群蠕变围岩控制难题，对南6采区上山群的支护体系进行研究，开发出适合该复杂围岩条件下的上山群掘进支护方案具有重要现实意义。

1 原支护方案破坏原因分析

由于南6采区地应力异常，且围岩处于蠕变状态，导致南6采区轨道上山掘进过程中就出现了多处两帮位移量大，多处变形量在500mm以上，因此对南6采区轨道上山变形量较大位置进行了钻孔窥视，分别在380m、400m、415m、460m四处位置窥视了解顶板破坏情况，以415m处窥视结果为例进行说明。由窥视结果可知：孔口至1.8m深，破碎离层严重，围岩较为坚硬，强度较高，围岩破坏前应较为完整；1.8-5.2m，围岩离层较为严重也较为破碎； 5.2-10.0 m，围岩较为坚硬完整，但在7.2m，9.0m，9.7m三处均有离层。

南6采区轨道上山顶板在380—415m之间岩性变化较大，构造复杂，2.4m范围内顶板岩石破碎，并有多处离层，影响顶板的整体性和强度，且巷道初期支护存在锚杆预应力小、杆体强度低、延伸率低等，以及护表构件强度低、与锚杆强度匹配性比较差等缺点，支护强度不够，致使锚杆支护范围内的岩石变形没有得到有效控制，由于380m之前位置未做窥视，加之为采区巷道，所以，巷道加固范围为250-500m。

2 支护方案设计

南6采区共有5条采区上山巷道，南6采区轨道上山为矩形断面，断面为18.15 m2，针对轨道上山处于地应力异常区域，提出强力一次支护理论。通过采用全长预应力锚固强力锚杆锚索组合支护系统，采用W钢带、钢筋梯梁与W钢护板组合构件护顶护帮。大幅度提高锚杆支护的刚度与强度，实现一次支护就能有效控制围岩变形与破坏，避免二次支护和巷道维修。

（1）锚杆形式和规格：顶板与帮部锚杆形式和规格杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为MGS500号，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。

（2）锚固方式：顶板锚杆树脂全长锚固，采用四支低粘度树脂锚固剂，一支规格为MSK2660，另三支规格为MSM2660，钻头直径为32mm，钻孔直径32mm；两帮锚杆的锚固方式：树脂加长锚固，采用两支树脂锚固剂，一支规格为MSK2335，另一支规格为MSM2360，钻头直径为30mm。

（3）锚杆布置：顶部锚杆排距900mm，间距900mm，顶每排布置6根锚杆。锚杆预紧扭矩：≥400Nm，禁止超过550Nm；两帮每排4根锚杆，锚杆排距900mm，间距900mm。

（4）锚杆配件：顶部与帮部锚杆配件均采用高强锚杆螺母M24，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托板采用拱型高强度托板，高度不低于50mm，托板尺寸不小于250×250×12mm，承载能力不低于297kN。

（5）锚索形式和规格：锚索材料为22mm，119股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6300mm，钻头直径30mm，钻孔直径30mm。采用一支MSK2335和两支MSZ2360树脂锚固剂锚固，锚固长度1970mm。

（6）锚索托板：采用300×300×14mm高强度可调心托板及配套锁具，高度不低于60mm，承载能力不低于550kN。

（7）锚索布置：每两排锚杆打设2 根锚索，锚索1800mm，排距为1800mm。

3 矿压监测数据分析

为验证设计支护效果，在轨道上山600m处和1200m建立表面位移观测站，通过观测数据可知：在38.3m后，巷道基本不受掘进影响，巷道变形趋于稳定。此外，巷道两帮最大移近量为152mm，顶板最大下沉量为18mm，表明轨道上山巷道位移量小、变形不大，设计合理。

4 结论

（1）南6采区地应力异常且围岩存在蠕变现象，且受掘进影响煤帮处煤体产生塑性变形，煤帮处的煤体强度小于煤体深部强度，掘进巷道支护困难。

（2）巷道初期支护存在锚杆预应力小、杆体强度低、延伸率低等，以及护表构件强度低、与锚杆强度匹配性比较差等缺点，支护强度不够，致使锚杆支护范围内的围岩变形没有得到有效控制。

（3）采用全长预应力锚固强力锚杆锚索组合支护系统，采用W钢带、钢筋梯梁与W钢护板组合构件护顶护帮，大幅度提高锚杆支护的刚度与强度，通过掘进期间矿压观测，新的支护体系可以实现有效控制围岩变形与破坏，避免二次支护和巷道维修。

作者简介：张厚亮（1975-），男，山东新泰人，助理工程师，从事生产经营管理工作。endprint