回采巷道预应力锚索补强支护方案设计及应用

李张生

（山西凯嘉能源集团有限公司安全管理中心，山西 介休 032000）

0 引言

矿井回采巷道是服务于采煤工作最前沿的巷道，矿压显现强烈，巷道支护困难，尤其是当工作面来压时，进入工作面超前支承应力影响范围的回采巷道，将承受更为剧烈的动压扰动，回采巷道往往出现大范围沉降、顶板加卸载破坏、巷帮鼓出甚至是冒顶事故，对安全生产威胁极大。因此，对于工作面回采巷道的支护工作，矿方应高度重视，其支护原则一是应使外部支护具备一定的强度和刚度，满足支护结构应有的承载作用；二是应使支护方案更趋合理，提高支护成本反而可能事倍功半；三是应重视巷道围岩的承载作用，致力于建立“支护—围岩”整体承载结构，提高支护效率。在巷道超前支护段，传动的补强支护方案不外乎单体液压支柱、抬棚支护、端头液压支架等方式，存在支护工作劳动强度大、支护设备占用空间大、支护设备对顶板反复加卸载等弊端，支护效果整体不佳[1-5]。针对回采巷道进入超前支承应力影响范围后的补强支护难题，以2901 进风巷为研究对象，设计采用锚索补强支护方案代替传统的超前支护措施，并展开支护实践及效果分析。

1 2901 工作面概况

2901 工作面主采2 号煤层，平均埋深为453 m，煤层厚度2.5～3.6 m，平均2.7 m，煤层倾角5°～18°，平均为14°，煤层裂隙发育，坚固系数为0.55～0.75，煤层顶底板厚度及岩性特征如图1 所示。2901 进风巷设计采用锚网索联合支护方案，顶锚杆规格为Ф22 mm×2200 mm，间排距为830 mm、900 mm，每排6 根；顶锚索规格为Ф18.9 mm×7200 mm，常规情况下为单排布置，排距3600 mm，过断层等压力异常区域采取双排布置，间排距为1400 mm、3600 mm，预紧力为150 kN，帮锚杆规格为Ф22 mm×2200 mm，间排距为900 mm、900 mm，左帮4 根，右帮5 根，支护方案如图2 所示。

图2 2901 进风巷支护方案示意图（单位：mm）

根据巷道掘进支护及回采支护的表现情况看，常规情况下，该支护方案能够满足巷道的基本支护需求，但局部区域如地质破碎带，支护强度不足，出现过围岩变形累积量较大、漏顶鼓帮情况，应采取其他补强支护措施。结合矿井现有的超前支护方案，需要在巷道进入工作面超前30 m 时就进行补强支护，使用单体液压支柱架两排抬棚支护，不但存在支护效率低、工人劳动强度大等问题，还会因为抬棚迈步前移工序，对顶板反复加载、卸载，顶板扰动频繁，在进入工作面端头区域后更加破碎，容易出现端头冒顶、片帮现象甚至更严重事故[6-8]，因此，矿方计划进行技术革新，摒弃传统支护方式，在巷道进入超前应力影响范围之前就进行锚索补强支护，提前对巷道围岩进行加固。

2 围岩支护难点分析

1）高地应力特征明显。地应力测试数据显示，2901 工作面区域垂直应力数值介于11.5～18.2 MPa，最大水平应力数值介于10.3～15.8 MPa，呈现出垂直应力高于水平应力的特点，是典型的深井高地应力的表现特征。

2）巷道围岩初始变形量大。由于地应力大，当巷道掘进后，地应力迅速释放，造成巷道围岩的初始变形快速积累，一旦支护不及时，就可能造成顶板漏冒事故；或者围岩变形过大，损毁原有支护，需要进行巷道修复及重复支护。

3）围岩不易形成承载结构。巷道掘进破坏原岩平衡状态，造成较大的围岩变形，围岩的整体性差，不易形成承载结构，更多依靠外部支护作用，造成支护强度和刚度不足的假象。

4）超前支护段变形剧烈。巷断面较大，进入工作面超前应力影响范围后，巷道受多重应力影响，顶板岩层的拉破坏更为明显，顶板下沉，底板鼓起，两帮鼓出，断面收缩严重，应着重加强支护。

3 巷道补强支护方案设计及应用

回采巷道受工作面超前支承应力、采空区侧向支承应力叠加，受掘进扰动、工作面回采扰动叠加，当进入工作面超前范围后，即进入应力叠加区，且距离煤壁距离越近，巷道围岩的塑性破坏越严重，塑性区越发育，应更重视对浅部围岩的支护，重视在更深处的围岩内形成承载结构，这种情况下，锚固点更深的预应力锚索明显更具有适用性，可将浅部锚杆锚固区域内围岩与深部围岩进行聚合，形成更大范围的锚固体，从而抑制围岩塑性区继续扩展，控制围岩继续向巷道空间内位移，达到补强支护的目的。基于理论分析及矿井类似条件下的巷道支护经验，设计在2901进风巷原有支护方案的基础上，施打预应力高强锚索进行补强支护。

3.1 巷道补强支护方案设计及参数设计

巷道原支护方案保持不变，在2901 进风巷进入超前应力影响范围前，施打补强锚索，按照巷道支护设计理论，补强方案如图3 所示。原方案锚索规格为Ф18.9 mm×7200 mm，锚索锚固深度足够，应合理增加锚索强度，故补打的锚索规格设计为Ф21.6 mm×7200 mm 预应力高强锚索，预紧力增至不低于220 kN。一是原单排锚索区域，均按照间距1400 mm 补为双排锚索，排距不变；二是沿巷道中心线对称补打2 根预应力高强锚索，间距3400 mm、排距3600 mm，与顶板法线方向呈20°角布置，与原锚索交替布置，这样锚索排距缩为1800 mm。

图3 巷道补强支护方案设计示意图（单位：mm）

3.2 工程实践及支护效果评价

实测发现，工作面超前支承应力影响较明显范围不超过30 m，故施工设计要求在巷道距离煤壁100～150 m 范围内完成锚索补强支护，并在施工完成后进行巷道表面位移量观测，实测巷道100 m 范围内位移量变化数据如图4 所示。观测数据表明：补强支护后，巷道位移逐渐开始累积，在距离煤壁100～60 m 范围内，巷道位移量较小；在距离煤壁60～30 m 范围内，巷道位移量开始增加；在距离煤壁30 m 以内，巷道位移量增速明显并迅速累积，在进入工作面端头区域后，底鼓量累积达到170 mm，巷道上帮移近量达到135 mm，巷道下帮移近量达到120 mm，顶板下沉量达到78 mm，巷道围岩变形整体处于可控状态，补强支护方案的合理性得到验证。且相比租用大量单体液压支柱，支护成本没有明显增加，但工人劳动强度、作业效率改善明显，端头作业工艺优化后，采煤循环耗时缩短，推采速度加快，经济效益提升明显，同时安全生产得到保障。

图4 补强支护后巷道表面位移观测结果

4 结论

1）传统的巷道超前支护及端头支护工序复杂，工人劳动强度大，租用大量单体液压支柱，支护成本较高，且因工艺落实，制约工作面推采速度，经济效益较难提升，应在特定地质生产条件下，对超前支护工艺进行革新，摒弃传统支护方式，在巷道进入超前应力影响范围之前就进行锚索补强支护，提前对巷道围岩进行加固。

2）分析巷道支护难题及围岩变形破坏特征，基于理论分析结果及矿井类似条件下的巷道支护经验，设计在巷道原有支护方案的基础上，施打预应力高强锚索进行补强支护，并对支护方案及具体参数进行优化设计。

3）经工程支护实践及矿压观测，在距离煤壁30 m以内，巷道位移量增速明显并迅速累积，在进入工作面端头区域后，底鼓量累积达到170 mm，巷道上帮移近量达到135 mm，巷道下帮移近量达到120 mm，顶板下沉量达到78 mm，巷道围岩变形整体处于可控状态，补强支护方案的合理性得到验证，且其他方面的效益也得到提升。