第２９卷第４期岩石力学与工程学报ｖ０１，２９Ｎｏ．４２０１０年４月ＣｈｉｎｅｓｅＪｏｕｒｎａｌｏｆＲｏｃｋＭｅｃｈａｎｉｃｓａｎｄＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＡｐｒｉｌ，２０１０
煤矿巷道锚杆支护应用实例分析
康红普，王金华，林健
（煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京１０００１３）
摘要；在分析锚杆支护作用机制的基础上，提出高预应力、强力支护理论，强调锚杆预应力及其扩散的决定性作用：指出对于复杂困难巷道，应尽量实现一次支护就能有效控制围岩变形与破坏：介绍煤矿开发出的锚杆支护成套技术，包括巷道围岩地质力学测试技术、动态信息锚杆支护设计方法、高强度锚杆与锚索支护材料、支护工程质量检测与矿压监测技术，以及锚固与注浆联合加固技术；在分析煤矿巷道类型与特点的基础上，介绍高预应力、强力锚杆支护理论与技术的典型应用实例，包括千米深井巷道、软岩巷道、强烈动压影响巷道、大断面开切眼、深部沿空掘巷与留巷、采空区内留巷及松软破碎硐室加固。基于这些复杂困难巷道的特点与地质力学测试结果，
进行巷道支护设计，通过矿压监测数据分析与信息反馈，评价支护设计的合理性与围岩稳定性。实践表明，采用高预应力、强力锚杆支护系统，必要时配合注浆加固，畿够有效控每０巷道围岩的强烈变形，并取得良好的支护效果。
关键词ｔ采矿工程；煤矿巷道；锚杆支护；高预应力；成套技术；实例分析
中圈分类号：ＴＤ３２文献标识码ｌＡ文章编号：１０００—６９１５（２０１０）０４—０６４９—１６
ＣＡＳＥＳＴＵＤＩＥＳｏＦＲｏＣＫＢｏＩＪＩＮＧＩＮＣｏＡＬＭＩＮＥＲｏＡＤⅥ後ＹＳ
ＫＡＮＧＨｏｎｇｐｕ，ＷＡＮＧＪｉｎｈｕａ，ＬＩＮＪｉａｎ
（ＣｏａｌＭｉｎｉｎｇａｎｄＤｅｓｉｇｎＢｒａｎｃｈ，ＣｈｉｎａＣｏａｌＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅ，Ｂｅｉｊｉｎｇ１０００１３，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｂａｓｅｄｏｎａｎａｌｙｚｉｎｇｂｏｌｔｉｎｇｍｅｃｈａｎｉｓｍ，ｔｈｅｔｈｅｏｒｉｅｓｏｆｈｉｇｈｐｒｅｓｔｒｅｓｓａｎｄｉｎｔｅｎｓｉｖｅｂｏｌｔｉｎｇａｌｅｐｕｔｆｏｒｗａｒｄ，ｗｈｉｃｈｅｍｐｈａｓｉｚｅｔｈｅｄｅｃｉｓｉｖｅｐａｒｔｏｆｔｈｅｂｏｌｔｐｒｅｓｔｒｅｓｓａｎｄｉｔｓｄｉｆｆｕｓｉｏｎ．Ｉｔｉｓｐｏｉｎｔｅｄｏｕｔｔｈａｔｔｈｅｐ—ｍａｒｙｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｓｈｏｕｌｄｂｅａｂｌｅｔｏｃｏｎｔｒｏｌｔｈｅｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔａｎｄｄａｍａｇｅｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋａｓｓｏｏｎａｓｐｏｓｓｉｂｌｅｕｎｄｅｒｃｏｍｐｌｉｃａｔｅｄｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ．Ｔｈｅｃｏｍｐｌｅｔｅｂｏｌｔｉｎｇｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓｆｏｒｃｏａｌｍｉｎｅｒｏａｄｗａｙｓａｒｅｉｎｔｒｏｄｕｃｅｄ，ｉｎｃｌｕｄｉｎｇｇｅｏｍｅｃｈａｎｉｃｓｔｅｓｔｉｎｇ，ｔｈｅｄｙｎａｍｉｃｉｎｆｏｒｍａｔｉｏｎｍｅｔｈｏｄｆｏｒｂｏｌｔｉｎｇｄｅｓｉｇｎ，ｔｈｅｍａｔｅｒｉａｌｓｏｆｈｉｇｈｓｔｒｅｎｇｔｈｂｏｌｔｓａｎｄｃａｂｌｅｓ，ｔｈｅｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎｑｕａｌｉｔｙｄｅｆｅｃｔｉｎｇａｎｄｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓ，ａｎｄｔｈｅｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓｏｆｂｏｌｔｉｎｇａｎｄｇｒｏｕｔｉｎｇ．Ｔｙｐｉｃａｌｃａｓｅｓａｌｅｄｅｓｃｒｉｂｅｄｏｎｔｈｅｂａｓｉｓｏｆｒｏａｄｗａｙｔｙｐｅｓ，ｉｎｃｌｕｄｉｎｇｔｈｅｒｏａｄｗａｙｗｉｔｈｂｕｒｉｅｄｄｅｐｔｈｍｏｒｅｔｈａｎ１０００ｍ，ｔｈｅｅｎｔｒｙｉｎｓｏｆｔｒｏｃｋ，ｔｈｅｅｎｔｒｙｓｔｒｏｎｇｌｙａｆｆｅｃｔｅｄｂｙａｃｔｉｖｅｍｉｎｉｎｇａｃｔｉｖｉｔｙ，ｔｈｅｌａｒｇｅｓｅｃｔｉｏｎｏｐｅｎ—ｏｆｆｃｕｔ，ｔｈｅｅｎｔｒｙｄｒｉｖｅｎａｌｏｎｇｎｅｘｔｇｏａｆｗｉｔｈａｔｈｉｎｐｉｌｌａｒ，ｔｈｅｅｎｔｒｉｅｓｒｅｔａｉｎｅｄｆｏｒｎｅｘｔｓｕｂｌｅｖｅｌａｎｄｉｎｔｈｅｇｏａｆ，ａｎｄｔｈｅｄａｍａｇｅｄｃｈａｍｂｅｒｗｉｔｈｓｏｆｔａｎｄｂｒｏｋｅｎｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｓ。Ｏｎｔｈｅｂａｓｉｓｏｆｔｈｅｆｅａｔｕｒｅｓｏｆｔｈｅｒｏａｄｗａｙｓａｎｄｆｉｅｌｄｔｅｓｔｉｎｇｒｅｓｕｌｔｓ，ｔｈｅｒｅｉｎｆｏｒｃｅｍｅｎｔｄｅｓｉｇｎｓａｌｅｃａｒｒｉｅｄｏｕｔ；ａｎｄｔｈｅｒａｔｉｏｎａｌｉｔｙｏｆｔｈｅｄｅｓｉｇｎｓａｎｄｔｈｅ
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Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｍｉｎｉｎｇｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ；ｃｏａｌｍｉｎｅｒｏａｄｗａｙ；ｂｏｌｔｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ；ｈｉｇｈｐｒｅｓｔｒｅｓｓ；ｃｏｍｐｌｅｔｅｔｅｃｈｎｉｑｕｅ：ｃａｓｅｓｓｔｕｄｉｅｓ
牧藕日期ｉ２００９—１１—３０：蕾回日期Ｉ２０１０一０１—１８
薹盒项目ｌ。十一五”国家科技支撑计划项（２００８ＢＡＢ３６８０７）：国家高技术研究发展计划（８６３计划）项Ｉ署（２００８ＡＡ０６２１０２）
作童简介ｔ康红普（１９６５一），男，博士，１９８５年毕业于山西矿业学院采矿工程系采矿工程专业，现任研究员、博士生导师，主要从事岩石力学与巷道支护技术方面的教学与研究工作。Ｅ－ｍａｉｌ：ｋａｎｇｈｐ＠１６３．ｃｏｌｎ
万方数据
?６５０?岩石力学与工程学报２０１０往
１引言
我国煤矿主要是井工开采，需要在井下开掘大量巷道。据不完全统计，国有大中型煤矿每年新掘进的巷道总长度高达８０００ｋｍ左右，８０％以上是开掘在煤层中的巷道，保持巷道畅通与围岩稳定对煤矿建设与安全生产具有重要意义。
随着煤矿开采强度与范围显著增加，巷道布置出现了以下发展方向：（１）在巷道层位方面，永久性巷道从岩巷向煤巷发展，以提高掘进速度，缩短建井周期；放顶煤开采技术的广泛应用，使得回采巷道从岩石项板煤巷向煤层项板巷道和全煤巷道发展。（２）在巷道断面形状与大小方面，拱形断面向矩形断面发展，以提高掘进速度与断面利用率，回采巷道有利于采煤工作面的快速推进；小断面向大断面发展，以满足大型采掘设备与高开采强度的要求。（３）在回采巷道数量方面，单巷布置向多巷发展，以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。（４）从巷道赋存条件方面，埋深从浅部向深部发展，简单地质条件向复杂地质条件发展。所有这些发展趋势都增加了巷道支护难度，对支护技术提出更高、更苛刻的要求。
煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、型钢支护到锚杆支护的漫长过程。我国煤矿于１９５６年开始在岩巷中使用锚杆支护，至今已有５０多年的历史。锚杆支护经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程【１’２１。早期的锚杆主要是机械锚固锚杆、钢丝绳砂浆锚杆、端部锚固树脂锚杆、快硬水泥锚杆及管缝式锚杆等。这些锚杆支护强度与刚度低，支护原理上仍属于被动支护，只适应于简单地质条件。对高强度锚杆支护技术的认可是从１９９６＂－－１９９７年引进澳大利亚锚杆支护技术开始的【３】。通过引进技术与示范工程，高强度螺纹钢锚杆并进行加长或全长树脂锚固，动态支护设计方法，小孔径树脂锚固预应力锚索等新技术、新材料、新方法在很多矿区得到推广应用，取得较好的支护效果和经济效益【４￣７】。但是，随着巷道埋深增加，地质条件的复杂化及受到强烈的采动影响，高强度锚杆支护逐渐暴露出很多问题。在深部及复杂困难巷道中，高强度锚杆支护巷道围岩变形大，支护构件破坏严重，支护效果差，不能满足安全生产要求。
近年来，为了解决深部及复杂困难巷道支护难题，又开发出高预应力、强力锚杆支护技术ｐ一１。不仅重视锚杆的强度，而且更重视支护系统的刚度，特别是锚杆预应力的重要性，真正实现了锚杆的主动、及时支护，充分发挥了锚杆的支护作用。井下应用大幅度减少了巷道围岩变形与破坏，巷道支护与安全状况发生了本质改变。同时，实现了高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度的“三高一低”的现代锚杆支护设计理念，在保证支护效果的前提下，显著提高了巷道掘进速度与工效。
目前，国有大中型煤矿的煤巷锚杆支护率达到６０％，有些矿区超过了９０％，甚至达到１００％。我国煤矿已经形成了有中国特色的煤巷锚杆支护成套技术体系，锚杆支护已经成为煤矿巷道首选的、安全高效的主要支护方式。它深刻地改变了矿井的开拓部署与巷道布置方式，对我国高产高效矿井建设、煤炭产量与效益的大幅度提高及安全状况的改善起到不可替代的重要作用。
２煤巷锚杆支护理论的发展
随着煤巷锚杆支护技术的快速发展，对锚杆支护理论的研究也取得较大进展。在大量理论分析、实验室试验、数值模拟及井下试验研究成果的基础上，进一步深化了对锚杆支护作用本质的认识，指导和促进了煤巷锚杆支护技术的推广应用【ｌｏ】。
基于锚杆对煤岩体的作用，提出多种锚杆支护理论。除传统的悬吊、组合梁与加固拱外，还有围岩松动圈支护理论【１１．１２１、围岩强度强化理论㈣等。归纳起来有３种模式：（１）被动地悬吊破坏或潜在破坏范围的煤岩体；（２）在锚固区内形成某种结构（梁、层、拱、壳等）；（３）改善锚固区围岩力学性能与应力状态，控制围岩变形与破坏。通过不断深入的研究后发现，锚杆支护的本质作用以第３种模式为主。同时，借鉴国内其他行业岩土锚固理论与实践应用成果【１４】以及美国煤矿锚杆支护理论与实践经验Ｉｌ量１６】发现，巷道开挖后立即支护，并施加足够高的安装力，即锚杆、锚索预应力，提高锚固体的刚度是非常重要的Ｉｌ７’博Ｊ。
从巷道支护过程看，传统的深部及复杂困难巷道大多采用二次支护理论。但目前很多巷道二次或多次支护仍然不能有效控制围岩变形与破坏。怎样
万方数据
第２９卷第４期康红普，等．煤矿巷道锚杆支护应用实例分析?６５１?
才能有效解决深部及复杂困难巷道支护难题？能否通过有效技术途径，实现～次支护，其技术关键是什么？为了回答这些问题，进行了大量的理论研究、数值模拟及井下试验，提出了高预应力、强力支护理谢乳９１。其核心是强调锚杆、锚索预应力及其扩散对支护效果的决定性作用【ｌ９１，采用高预应力、强力锚杆组合支护，通过合理的支护设计，实现一次支护。该支护理念的提出主要考虑以下两方面：（１）首先一次支护是矿井实现高效、安全生产的要求。随着采煤工作面推进速度与产量的大幅度提高，要求服务于回采工作面的顺槽应在使用期限内保持稳定，基本不需要维修；对于大巷和硐室等永久工程，更需要保持长期稳定，不能经常维修。再则，很多巷道与硐室掘出后就要安装设备，给二次支护及后续的维修施工带来很大困难，而且存在不安全因素。
（２）更重要的是一次支护是锚杆支护本身的作用原理决定的。锚杆支护的基本原理与设置在巷道开挖表面的支护有本质的区别。由于煤岩体基本上属于不连续体，也不能用研究连续体的方法分析锚杆支护的作用。要充分发挥锚杆的支护作用，必须保证锚杆有足够的锚固力，而且锚杆的工作阻力能够有效地扩散到围岩中。而围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等不连续变形恰恰是影响锚固力，阻隔锚杆工作阻力扩散的主要因素。大量的井下工程实践表明，巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护，并施加足够的预应力，能够控制围岩早期离层，支护效果最佳；而在已发生离层、破坏的围岩中进行锚杆、锚索支护，虽然有时支护体受力很大，但支护效果不明显。
３煤巷锚杆支护成套技术
煤巷锚杆支护成套技术是一个庞大的系统，包括巷道围岩地质力学测试、锚杆支护设计、支护材料、施工机具与工艺、支护工程质量检测、矿压监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面【２们。
３．１巷道围岩地质力学测试技术
巷道围岩地质力学测试主要包括地应力、煤岩体强度与结构测量。
在地应力测量方面，煤矿井下主要采用应力解除法与水压致裂法。应力解除法主要采用国内研制的测量仪器，也有些矿区引进了澳大利亚等国家的仪器与技术，进行原岩应力与次生应力测量【２ｌ】。对于水压致裂法，除从地面钻孔测量外【２２１，煤炭科学研究总院开采设计研究分院开发研制了专门用于煤矿井下的小孔径水压致裂地应力测量仪器【２３｜，在全国２０多个矿区进行了３００余个测站的测量工作，获得大量宝贵的测量数据【２３～２５１。
在煤岩体强度测试方面，开发出钻孔触探法井下煤岩体强度原位测定装置，在井下钻孔中能够快速、准确地测量煤岩体的抗压强度【２６ｌ。在煤岩体结构观测方面，开发出矿用电子钻孔窥视仪，可快速、清晰地观测煤岩体中的节理、层理、裂隙等结构面及离层。全面、可靠的地质力学参数为巷道布置和支护设计提供了必要的基础参数。
３．２锚杆支护设计方法
目前，煤矿巷道锚杆支护设计普遍采用动态信息设计法【２７１。设计不是一次完成的，而是一个动态过程；充分利用每个过程中提供的信息，实时进行信息收集、信息分析与信息反馈。
进行锚杆支护设计时，锚杆与锚索支护各构件之间的相互匹配对发挥各构件及支护系统的整体支护效果具有十分重要的作用。锚杆托板、螺母应与杆体的强度匹配，锚固剂的力学性能应与杆体匹配，组合构件及金属网的形式与力学参数应与杆体匹配。锚索与托板、组合构件及金属网之间的相互匹配与锚杆类似。高预应力、强力锚杆杆体应配套高强度拱形托板、高强度螺母及高效减摩垫片，组合构件应配套强度与刚度比较高、护表面积比较大的ｗ型钢带，金属网最好采用强度与刚度高的钢筋网。对于高预应力、强力锚索，应使用高强度、拱形大托板，实现锚索预应力与工作阻力的有效扩散。否则，任何支护构件的破坏，都会影响支护效果，甚至有可能导致整个支护系统的失效。此外，锚杆与锚索的形式、参数与力学性能应相互匹配，使锚杆与锚索共同发挥支护作用，避免各个击破。３．３锚杆支护材料
锚杆支护材料经历了低强度，高强度，到高预应力、强力支护的发展过程。
普通Ｑ２３５圆钢黏结式锚杆是我国煤矿曾经广泛使用的锚杆型式。目前，一些地质条件简单的矿区仍在使用。为了适应复杂困难巷道条件，开发出高强度螺纹钢锚杆支护系列材料（见表１）。通过杆体
万方数据
?６５２?岩石力学与工程学报２０】０年
表ｌ锚杆杆体物理力学性能
Ｔａｂｌｅ１Ｐｈｙｓｉｃｏ－ｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｂｏｌｔｂａｒｓ
结构与形状优化，有利于提高锚固效果；通过开发锚杆专用钢材，达到高强度和超高强度级别【８’９】。
在预应力锚索支护方面，开发出煤矿专用的大直径、高吨位锚索。索体直径最大达２２ｍｍ，拉断载荷达６００ｋＮ（２８Ｊ。
３．４锚杆支护施工质量检测与矿压监测
在锚杆施工质量检测方面，开发出系列锚杆拉拔计，锚杆预紧力检测器具，及声波锚杆锚固质量检测仪。在巷道矿压监测方面，开发出各种测量表面位移、顶板离层、深部位移的仪器１２引，及测量锚杆、锚索受力的系列仪器。近年来，还研制出先进的巷道矿压综合在线监测系统。井下采集数据，传输至井上，可实时进行矿压监测与数据分析。
３．５锚固与注浆联合加固技术
在松散破碎的煤岩体中开掘巷道，单独采用锚杆支护，锚固效果差，锚杆性能不能充分发挥。此外，对于破坏巷道维修或翻修，单独采用锚杆支护也很难取得较好的支护效果。将锚固与注浆加固技术有机结合，是解决破碎围岩巷道支护的有效途径。
根据煤矿巷道的特点，开发出不同形式的注浆锚杆【３０｜。对于极破碎煤岩体，还引进和研制出钻锚注加固技术，解决了难成孔的破碎煤岩体加固难题１３１】。在小孑Ｌ径树脂锚索基础上，研制出树脂与注浆联合锚固锚索。通过控制注浆参数，达到注浆加固的目的【３２．３３１。注浆材料除常用的水泥基材料外，还开发出不同类型的化学加固材料，如聚氨酯、脲醛树脂等【３４＇３５】，以适应不同的围岩条件。
４典型应用实例分析
煤巷锚杆支护技术已经广泛应用于煤矿井下各类巷道。从大巷、集中巷，到回采巷道；从薄及中厚煤层回采巷道，到综采放顶煤工作面煤顶巷道和全煤巷道；从近水平煤层、缓倾斜煤层巷道，到急倾斜煤层巷道；从顶板比较稳定的巷道，到复合、破碎项板巷道：从实体煤巷道，到沿空掘巷和沿空留巷；从小断面巷道到大断面开切眼与交岔点；从浅部巷道，到深部高地应力巷道，涵盖了我国煤矿的各种巷道类型。
４．１煤矿巷道类型与特点
煤矿巷道有很多类型。按用途划分，有为开采水平服务的大巷、主要石门、主要上下山，这类巷道是矿井的主要通道，服务年限长；为采区服务的巷道，如采区集中巷、石门、上下山等，这类巷道是采区的主要通道，服务年限比较长；为回采工作面服务的巷道，包括顺槽、开切眼及回撤通道等，这类巷道服务年限较短，受回采工作面动压影响显著，而且多数巷道要求采前保持稳定，采后又能及时垮落。此外还有联络巷、各类硐室及交岔点。
按照是否受到采动影响可将巷道划分为：静压巷道与动压巷道；按照巷道层位划分为：岩石巷道、半煤岩巷道、煤层巷道；按照护巷煤柱宽度可划分为：实体煤巷道、煤柱护巷、沿空掘巷、沿空留巷及采空区内留巷；按照巷道断面形状划分为：矩形类巷道、梯形类巷道、拱形类巷道及圆形类巷道：按照巷道断面大小划分为：小断面巷道（＜８ｍ２）、中等断面巷道（８～１２ｍ２）、大断面巷道（１２～２０ｍ２）及特大断面巷道（≥２０ｍ２）。
煤矿沉积岩复合型煤岩体有以下特点：煤岩体强度低；地质构造复杂，层理节理发育，极易离层垮落；深部矿井地应力高，冲击地压突出。煤矿巷道的使用特征表现为：采准巷道（占煤矿总巷道进尺的８０％以上）一般沿煤层顶板或底板掘进，断面多是矩形类断面，存在夹角与直角，巷道应力分布差。主要原因是为了在煤层中掘进，提高掘进速度，避免掘进时出现大量岩石，更重要的是有利于采煤工作面的快速推进。相反，如果采用拱形断面，虽然能够改善巷道受力状态，但巷道施工工艺复杂，成巷速度低，有时还需要破坏顶板，出现矸石。对于回采巷道，拱形断面给回采工作面端头支护造成很大困难，阻碍采煤工作面的正常推进。此外，采准巷道一般都受到采煤工作面的动压影响：为了提高煤炭资源回收率，采用小煤柱或无煤柱护巷。回采巷道要求采前保持稳定，采后又能及时垮落。
特殊的地质与生产条件带来一系列复杂困难巷道：松软破碎围岩巷道、深部高地应力巷道、大断
万方数据
第２９卷第４期康红普，等．煤矿巷道锚杆支护应用实例分析?６５３?面巷道、受强烈动压影响巷道及沿空巷道等。下面
介绍典型的应用实例。
４．２千米深井高地应力岩石大巷支护技术
新汶矿区是我国煤矿典型的千米深井矿区，为
了解决高地应力巷道支护难题，在锚杆、锚索支护
技术方面进行了大量的研究与试验【３６￣３８１。但是，当
巷道埋深超过千米以后，以往采用的二次支护技术
不能有效控制巷道围岩强烈变形。为此，开展了高
预应力、强力支护技术研究‘８ｔ３９１。
（１）巷道围岩地质与生产条件
华丰矿一ｌ１００ｍ水平西运输大巷是矿井永久
岩石大巷，服务年限２０ａ。巷道埋深为１２２０ｍ。该
巷道穿层掘进，揭露岩性为煤７～９之间的煤岩层，穿
过岩石大部分为粉砂岩、中砂岩。煤岩层走向为
３００。～３１０。，煤岩层倾角为３０。～３３。。采用水压致裂法进行了原岩应力测量。最大水平主应力为４２．２ＭＰａ，方向为Ｎ３。Ｅ；最小水平主应力为２２．８ＭＰａ，垂直主应力为３０．５ＭＰａ。所测区域地应力很高，而且水平应力占明显优势。巷道断面呈直墙半圆拱形，宽度３．７ｍ，墙高２．０ｍ。掘进断面积为１２．８ｍ２。
（２）锚喷支护设计
经过数值模拟分析，确定运输大巷支护形式为：高预应力、树脂加长锚固强力锚杆支护，并喷射混凝土。
锚杆杆体为犯５ｈｉｍ左旋无纵筋锚杆专用螺纹钢筋，长度２．４ｍ，极限拉断力４００ｋＮ，屈服力为２９４ｋＮ，延伸率１８％。预紧力设计为８０ｋＮ。树脂加长锚固。采用Ｗ型钢护板与钢筋网护顶、护帮。顶板与两帮锚杆间排距均为８００ｍｍ，每排１３根锚杆；底板锚杆每排３根，间距ｌ０００ｍｍ，排距８００ｍｍｏ
喷射混凝土：巷道开挖后，立即喷射３０ｍｍ厚的混凝土，起到临时支护作用，同时将巷道局部超挖部分填平。待锚杆施工完成后，滞后掘进工作面５０ｍ进行底板锚杆施工，并进行二次喷射混凝土施工，喷厚１２０ｍｍ。巷道支护断面如图１所示。
（３）井下监测数据分析
井下进行了巷道表面位移、项板离层及锚杆受力观测。
在巷道开挖１１ｄ、掘进２２ｍ后，围岩变形达到最大值，之后趋于稳定。在开挖阶段，顶板下沉量为１７ｍｍ，平均下沉速度为１．５５ｍｍ／ｄ，最大下沉速度为５．０ｒａｍ／ｄ；两帮移近量为２０ｍｍ，平均移近
图１深部岩石大巷锚喷支护布置
Ｆｉｇ．１Ｌａｙｏｕｔｏｆｂｏｌｔｉｎｇａｎｄｓｈｏｔｃｒｅｔｅｌｉｎｉｎｇｉｎｄｅ印ｒｏｃｋｍａｉｎｒｏａｄｗａｙ
速度为１．８２ｍｍ／ｄ，最大移近速度为８ｍｍ／ｄ。
在相对稳定阶段，顶底板平均移近量为３５１ｍｍ，平均移近速度为１．０９ｍｍＹｄ，最大移近速度为３．０ｍｍ／ｄ；顶板下沉量为５５．６ｍｍ，下沉速度为０．１６ｍｍ／ｄ，最大下沉速度为１．０ｍｍ／ｄ：两帮平均移近量为１１２ｍｍ，移近速度为０．３２ｍｍ／ｄ，最大下沉速度为１．０ｍｍ／ｄ；底臌量为２９５．４ｍｍ，底臌速度为０．９１ｍｍ／ｄ。顶底移近量中主要以底臌为主。
顶板浅部离层量为３３ｍｍ，深部离层量为９ｍｍ，总离层量为４２ｍｍ。浅部离层占总离层量的７８％，巷道围岩主要在浅部（２ｍ范围内）产生了离层。在掘进期间，帮锚杆受力为１０５～１２５ｋＮ，顶板锚杆受力为１００ｋＮ左右。巷道在掘进与稳定期间位移量不大，而且趋于稳定。高预应力、强力锚杆支护有效控制了深部高应力岩石大巷变形与破坏，满足了巷道支护的要求。
为了对不同支护参数的支护效果进行比较，将锚杆直径变为２２ｍｌＴｌ，其他参数不变，在井下进行了试验。监测数据表明：顶板离层增加了３３％，顶底板与两帮移近量明显增大，而且掘进影响结束后一直不能稳定。由此可见，直径２２ｍｍ的锚杆不能有效控制围岩变形。通过井下监测、数据分析与反馈，不仅了解了支护参数对支护效果的影响，还验证了本文提供的支护设计的合理性。这个过程充分显示了动态信息设计法的优越性。在以下的应用实例中，都采用了这种设计方法。
万方数据
?６５４－岩石力学与工程学报４．３软岩巷道支护技术
平庄矿区红庙煤矿是我国典型的软岩矿井。煤
层及顶底板岩层胶结差，表现出煤岩体强度低、松
散破碎、易风化、易崩解、遇水膨胀等特性，致使
矿井采准巷道支护困难，大部分巷道在服务期内不
得不多次翻修，严重影响回采工作的正常推进，不
仅支护费用高，而且带来很大的安全威胁。红庙煤
矿为解决软岩巷道支护难题，进行了许多有益的探
索工作，试验了多种支护形式，虽然取得一定效果，
但没有彻底解决这一问题。为此，平庄煤业集团公
司、红庙煤矿与煤炭科学研究总院开采设计研究分
院合作在五区５—２８一片顺槽进行了研究和试验，
以解决松软破碎围岩巷道支护难题。
（１）试验巷道地质与生产条件
红庙煤矿五区５—２８一片工作面开采５—２“煤层，该煤层上覆５一ｌ“煤层已回采。两煤层间距很小，本工作面范围内５—２“煤层顶板距５—１４煤层底板最近仅６ｍ，最大也只有９ｍ左右。５—２“煤层平均厚度为５．９９ｍ，含数层夹矸。煤层倾角为１５。～１６。。煤层单轴抗压强度仅为４．８ＭＰａ，层理、节理发育。顶板砂质泥岩强度为１５－－一２５ＭＰａ；直接底也为砂质泥岩，单轴抗压强度为２３．５ＭＰａ，具有膨胀性。
在１８０石门采用水压致裂法进行过地应力测量。最大水平主应力为１４．６２ＭＰａ，方向为Ｎ７２。Ｅ，最小水平主应力为７．３５ＭＰａ，垂直主应力为９．６８ＭＰａ。
在五区５—２８一片工作面运输巷与回风巷都进行了试验，以回风巷为例进行介绍。回风巷掘进断面呈直墙半圆拱形，宽３．８ｍ，墙高１．２ｍ，掘进断面积为１０．２ｍ２。巷道埋深３５０－－一４００ｍ。
（２）巷道支护设计
采用数值模拟进行多方案比较，结合已有的经验确定巷道采用树脂全长预应力锚固组合支护。
锚杆为直径癣２ｍｍ左旋无纵筋螺纹钢，长度２．４ｍ，树脂全长锚固，端部采用快速固化锚固剂，后部采用慢速固化锚固剂。采用Ｗ型钢护板与钢筋网（顶板）、菱形金属网（帮）护表。锚杆全部垂直巷道表面打设。锚杆排距９００ｍｍ，顶板每排７根，间距８５０ｍｍ；每排每帮２根锚杆，问距６００ｍｍ。锚杆预紧力矩为４００Ｎ．ｍ。
犯２ｍｍ锚索，ｌｘｌ９的钢绞线，长度为４．３ｍ，树脂端部锚固。每１．８ｍ打３根锚索，锚索间距为１．２８ｍ。锚索预紧力为２００＂－－２５０ｋＮ。
软岩回采巷道锚杆支护布置如图２所示。
卜—ｊ塑一
图２软岩回采巷道锚杆支护布置图
Ｆｉｇ．２Ｌａｙｏｕｔｏｆｒｏｃｋｂｏｌｔｉｎｇｆｏｒｓｏｆｔｒｏｃｋｅｎｔｒｙ
（３）井下监测数据分析
在掘进期间，软岩回采巷道表面位移曲线如图３所示。表面位移在距掘进工作面５３ｍ以后趋于稳定。两帮移近量为７９ｍｍ，其中上帮移近量为４６ｍｍ，下帮移近量为３３ｍｍ。顶底移近量为２８１ｍｍ，其中顶板下沉量为４３ｍｍ，底臌量２３８ｍｍ，底臌量占巷道顶底移近量的８４．７％。底臌量大的原因主要是底板没有进行支护。项板浅部离层为１４ｍｍ，深部离层为２３ｍｍ，总离层值为３７ｍｍ。
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图３软岩回采巷道表面位移曲线
Ｆｉｇ．３Ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｃｕｒｖｅｓｏｆｓｏｆｔｒｏｃｋｅｎｔｒｙ锚杆在安装并施加预应力后的一段时间内，受力均有变小的趋势。随着巷道掘进工作面推进，在距工作面１９ｍ以后，锚杆受力逐渐增大，在距工作面１１９ｍ后受力逐步稳定。在锚杆安装直至受力稳定的过程中，全长预应力锚固锚杆受力变化幅度较小，部分锚杆受力变化幅度在８～９ｋＮ，多数锚杆受力变化幅度在５ｋＮ以内。
锚索安装并张拉后，受力变化也不大。在距掘
万方数据
第２９卷第４期康红普，等．煤矿巷道锚杆支护应用实例分析?６５５?
进工作面２１ｍ以后，锚索受力基本保持稳定。
整个掘进期间巷道变形量小，围岩保持了较好的完整性，锚杆与锚索受力变化不大。软岩回采巷道井下支护状况如图４所示。
图４软岩回采巷道井下支护状况
Ｆｉｇ，４Ｒｏｃｋｂｏｌｔｉｎｇｓｔａｔｅｏｆｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｅｎｔｒｙｉｎｓｏｆｔｒｏｃｋ
在采煤工作面回采期间，对巷道表面位移测站进行了重新设定，对锚索受力进行了详细观测。巷道在距采煤工作面４０～５０ｍ范围内开始受到明显的采动影响，位移量明显增加，特别是３０ｍ以后影响强烈。在距采煤工作面３ｍ的位置，两帮移近量达到２５６ｒａｍ；顶板下沉量达到１１０ｍｍ。锚索在距回采工作面１００ｍ处开始缓慢增长，在距工作面５６ｍ增长速度明显增加，并逐步达到最大值。到与采煤工作面平行位置，锚索受力均达到２００ｋＮ以上。
总体来看，巷道围岩完整、稳定，总变形量不大，完全能够满足安全生产的需要。
４．４强烈动压影响巷道支护技术
潞安漳村矿由于生产需要，出现一种掘进与采煤工作面对穿的强烈动压影响巷道。目前一般的巷道支护方式无法满足这种对穿巷道支护的要求。为此，开展了对穿巷道全断面高预应力强力锚索支护试验［２８１。
（１）试验巷道地质与生产条件
试验巷道为２２０３工作面瓦排巷，与正在回采的２２０２工作面之间的距离为２３ｍ，而且中间还要掘进～条回风巷。瓦排巷埋深３２５～３９６ｍ。煤层单轴抗压强度为８ＭＰａ，直接顶为厚度３．６２ｍ的泥岩。邻近的２２０２工作面正在回采，２２０３工作面的瓦排巷大部分要在２２０２工作面未回采前掘进，而且先掘进瓦排巷，后掘进回风巷，瓦排巷要经受回风巷掘进、２２０２及２２０３工作面回采影响。
（２）巷道支护设计
根据理论分析与数值模拟研究成果，确定瓦排巷采用高预应力、全长预应力锚固、短强力锚索，并全断面垂直岩面布置的支护方式。
锚索支护参数为：索体为ｌｘｌ９的必２ｍｍ钢绞线，长度４．３ｍ。树脂端部锚固后施加预应力，然后其余部分采用水泥浆全长锚固。锚索托板为３００ｍｍｘ３００ｍｒｌｌｘ１６ｍｍ高强度可调心托板，采用钢筋网护帮、护顶。锚索排距１２００ｒｆｌ，顶板每排５根锚索，间距９００ｍｍ，每帮每排３根锚索，间距ｌ２００ｎⅡｎ，全部垂直岩面安设。设计锚索预紧力２００＂－＇２５０ｋＮ。全断面锚索支护布置如图５所示。
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图５全断面锚索支护布置图
Ｆｉｇ．５Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｐａｔｔｅｒｎｏｆｃａｂｌｅｂｏｌｔｉｎｇｉｎｆｕｌｌｓｅｃｔｉｏｎ
（３）井下监测数据分析
在巷道掘进及经历强烈动压影响前后，进行了矿压监测。全断面锚索支护巷道表面位移曲线如图６所示。两帮最大移近量为２８０ｍｍ；顶底板移近量最大为２１０ｍｉｌｌ。顶板离层仪显示，顶板基本无离层现象。巷道掘进初期变形不大，掘进影响阶段约１０ｄ时间。巷道在２２０２工作面后方矿压显现强烈，两
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测站距２２０２工作面距离／ｍ
图６全断面锚索支护巷道表面位移曲线Ｆｉｇ．６Ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｃｕｒｖｅｓｏｆｅｎｔｒｙｒｅｉｎｆｏｒｃｅｄｂｙｃａｂｌｅｂｏｌｔｉｎｇｉｎｆｕｌｌ
ｓｅｃｔｉｏｎ万方数据
?６５６?岩石力学与工程学报
帮移近量增幅较大。全断面锚索支护状况如图７所示。总的来说，巷道位移较小，两帮移近量与原支护相比降低９０％，而且主要是整体位移，顶板几乎无离层。巷道围岩完整、稳定，没有出现明显的破坏，支护效果良好。
图７全断面锚索支护状况
Ｆｉｇ．７Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｓｔａｔｅｏｆｅｎｔｒｙｒｅｉｎｆｏｒｃｅｄｂｙｂｏｌｔｉｎｇｃａｂｌｅｓｉｎ如１１ｓｅｃｔｉｏｎ
全断面锚索支护巷道锚索受力曲线如图８所示。锚索施加较高的预应力后，锚索受力受掘进及临近２２０２Ｔ作面回采后的影响不大（只有１根锚索初期受力增加明显），锚索受力变化不大，基本趋于稳定。这说明高预应力、强力锚索有效控制了锚固区内围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等扩容变形，保证了锚固区的强度和完整性。锚固区围岩的位移差很小，产生的只是少量的整体位移。反过来，锚固区围岩几乎不发生离层、完整性好及整体位移又保证了锚索锚固力不降低，锚索受力变化不大。否则，如果锚索预应力低、强度小，不能有效控制围岩初期的离层、滑动等扩容变形，将会使锚索安装后受力急剧增加，但增加的支护阻力由于受离层、滑动等不连续面的阻隔，不能有效扩散到围岩中，对围岩的继续离层、破坏控制作用不大，
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图８全断面锚索支护巷道锚索受力曲线Ｆｉｇ．８Ｃｕｒｖｅｓｏｆｃａｂｌｅｆｏｒｃｅｉｎｅｎｔｒｙｒｅｉｎｆｏｒｃｅｄｂｙｂｏｌｔｉｎｇｃａｂｌｅｓｉｎｆｕｌｌｓｅｃｔｉｏｎ
导致锚索成为受力的主体，到一定程度，锚索就会破坏，失去支护能力。因此，锚索预应力有一临界值，支护系统存在临界刚度，达到临界值后，围岩才能保持长期稳定。本次试验中，锚索预应力设计为２００～２５０ｋＮ是比较合理的。
４．５大断面矩形巷道支护技术
矩形巷道在煤矿中应用非常普遍。根据采煤的需要，回采巷道一般为矩形断面。此外，煤层集中巷、大巷，为了降低掘进费用，不破坏顶板岩层，很多采用矩形断面。其中，采煤工作面开切眼，用于安装采煤设备。随着采煤设备的大型化，要求开切眼的断面越来越大，是煤矿典型的大断面矩形巷道。
（１）巷道地质与生产条件
晋城赵庄矿采用厚煤层一次采全高的方法进行开采。煤层平均厚度为４．８５ｍ，松软破碎，有些区域抗压强度仅为８ＭＰａ左右。直接顶以泥岩和砂质泥岩为主，平均厚度为５．８５ｍ，抗压强度为２６．４～３５．２ＭＰａ，节理裂隙发育，并含有软弱夹层。
地应力测量结果为：最大水平主应力为１３．９８ＭＰａ，方向为Ｎ２９．３。ｗ；最小水平主应力为７．５１ＭＰａ：垂直主应力为１２．３８ＭＰａ。所测区域水平应力占优势。
由于工作面产量大，采煤设备功率大、尺寸大，要求的开切眼断面大。正常开切眼断面呈矩形，掘进宽度为８．５ｍ，高度为４．５ｍ，掘进断面积为３８．２５ｍ２。工作面两端的超宽部分，宽度达到１０ｍ，掘进断面积达４５ｍ２，属于松软煤层、超高煤帮、特大断面巷道。一方面，如此大的巷道宽度显著增加了巷道支护难度；另一方面，如此大的巷道高度，无法采用单体支柱等加强支护，要求锚杆支护必须能有效控制顶板变形与破坏，确保顶板的稳定，而不能依赖其他任何柱式或棚式支护１７Ｊ。
（２）锚杆支护设计
通过理论分析与数值模拟计算，确定开切眼采用高预应力、强力锚杆与锚索组合支护系统。
顶板支护：锚杆为ＢＨＲＢ６００型、毖２ｍｍ的左旋无纵筋螺纹钢强力锚杆，长度２．８ｍ，杆体拉断力不小于３００ｋＮ，树脂加长锚固。采用Ｗ型钢带与金属网护项。钢带厚度４ｍｍ，宽度２８０ｍｍ。锚杆排距１０００ｍｍ，每排９根锚杆，间距１０００ｍｍ。锚索为犯２ｍｍ，ｌｘｌ９的钢绞线，长度９．３ｒｎ，树脂加长锚固；锚索托板为３００ｍｍｘ３００ｒａｍ×１６ｍｍ高强度可调心托板。每排布置４根锚索，排距２
ｍ。顶万方数据
第２９卷第４期康红普，等．煤矿巷道锚杆支护应用实例分析?６５７?
板锚杆预紧力矩５００Ｎ?ｍ，锚索预紧力３００ｋＮ。巷帮支护分采空区侧帮与内侧帮。
采空区侧帮：锚杆为但２ｍｍ的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度２．４ｍ，树脂加长锚固。采用钢筋托梁与金属网护帮。钢筋托梁采用０１４ｆｉｌｍ的钢筋焊接而成，宽度８０ｍｍ。锚杆排距１０００ｍ，每排５根，间距９５０ｍｍ。锚索直径０１７．８ｍｍ，长度５．３ｍ，加长锚固。锚索每帮每排２根，排距为２ｍ。
内侧帮：开切眼掘进采用二次成巷，一次掘进位置靠近尾巷，掘进宽度为４．５ｍ。由于采用二次成巷，在一次掘进和二次掘进的内侧帮，需采用可切割玻璃钢锚杆。锚杆为０２０ｍｍ的玻璃钢锚杆，长度２．４ｍ，树脂加长锚固。采用塑料网护表。锚杆排距１０００ｍｍ，每排布置６根锚杆，间距７５０ｍｍ。
特大断面开切眼锚杆支护布置如图９所示。
图９特大断面开切眼锚杆支护布置图Ｆｉｇ．９Ｂｏｌｔｉｎｇｐａｔｔｅｒｎｆｏｒｏｐｅｎ—ｏｆｆｃｕｔｗｉｔｈｅｘｔｒａｌａｒｇｅ
ｓｅｃｔｉｏｎ
（３）支护效果分析
开切眼在掘导硐时，由于各种原因，没有施加较大的预紧力。经检测，预紧力矩仅为１６０Ｎ?ｍ左右，施工长度约６０ｍ。导硐掘进期间顶板下沉量就超过６０ｍｍ，明显看出Ｗ型钢带弯曲。在靠工作面侧帮上每排打有５根玻璃钢锚杆，共６０根，统计有３９根断裂，帮部变形大。
按照设计的锚杆预紧力施工后，开切眼支护状况发生了本质的改变。项板基本没有发生离层与变形，Ｗ型钢带绷得笔直，顶板完整、稳定，基本没有出现破坏现象。同时，两帮变形量很小，玻璃钢锚杆也没发生断裂现象。
开切眼的支护实践表明：在低预应力状态下，即使采用强度再高的锚杆，其控制顶板变形的作用都比较差，锚杆支护能力不能充分发挥；高预应力、强力锚杆支护不仅能有效控制顶板变形与离层，而且能使顶板受力向更深、更远的围岩中传递，降低煤帮的压力，非常有利于煤帮的维护。
４．６小煤柱沿空掘巷支护技术
沿空掘巷是沿采空区边缘掘进的巷道。根据是否留煤柱分为：不留煤柱的完全沿空掘巷和留小煤柱的沿空掘巷。目前，小煤柱沿空掘巷得到广泛应用，不仅显著减小了煤柱宽度，提高了煤炭资源回收率，而且小煤柱起到挡矸、防漏风的作用，解决了完全沿空掘巷需要设置巷旁支护的问题。
沿空掘巷小煤柱变形的基本特点是：煤柱垂直变形较小，主要表现为水平变形强烈。如果巷道支护不合理，会导致回采期间两帮移近过大，无法满足安全生产的要求。
淮南矿区煤层赋存条件复杂多样，多数是由多层松散岩层和煤线组成的复合顶板。这类顶板结构复杂，软弱夹层和层理、节理发育，区域构造应力作用明显。掘进后顶板自稳时间短、破坏范围大，极易发生离层冒落。煤层松散破碎，容易发生片帮，两帮移近量大，巷道底臌严重。为了解决小煤柱沿空掘巷支护难题，开展了高预应力、强力锚杆与锚索支护技术研究与试验。
（１）巷道地质与生产条件
潘三煤矿１２７１（３）Ｔ作面开采１３一ｌ煤层，巷道埋深为７６０ｍ。煤层平均厚度为３．６ｍ，平均倾角为５。，单轴抗压强度为１５ＭＰａ。煤层之上是１．７ｍ厚的泥质砂岩，单轴抗压强度为３２．５ＭＰａ；泥质砂岩之上是泥岩，厚度为２．４ｍ，单轴抗压强度为２９．１ＭＰａ；泥岩之上是砂岩，厚度为３．５ｍ，单轴抗压强度为５２．８ＭＰａ。
原岩应力测量结果为：最大水平主应力为１６．２４ＭＰａ，方向为Ｎ８４．７。Ｅ，最小水平主应力为８．５２Ｍ－Ｐａ，垂直主应力为１８．３８ＭＰａ。
试验巷道为小煤柱沿空掘巷。巷道一侧为采空区，煤柱宽度为５ｍ。设计断面为倒梯形，中高３．２ｍ，宽５．０ｍ，沿１３—１煤层项板掘进。
（２）锚杆支护设计
根据现场条件和数值模拟，确定出支护初始设计。小煤柱沿空掘巷锚杆支护布置如图１０所示。
顶板支护：Ｗ型钢带组合锚杆支护，配合锚索补强。锚杆为ＢＨＲＢ５００左旋无纵筋螺纹钢，直径犯２ｍｍ，长度２．４ｍ，全长预应力锚固。Ｗ型钢带宽２８０ｍｍ，厚４ｍｍ，长度为４．８ｍ，钢筋网护顶。锚杆排距１０００ｍｍ，间距９００ｍｍ。锚索直径犯２ｍｍ，长度７．０ｍ，树脂加长锚固，三花布置，排距】０００ｍｍ。
万方数据
岩石力学与工程学报２０１０证
卜————塑熊————一
图１０小煤柱沿空掘巷锚杆支护布置图
Ｆｉｇ．１０Ｂｏｌｔｉｎｇｐａａｅｍｆｏｒｅｎｔｒｙｄｒｉｖｅｎａｌｏｎｇｎｅｘｔｇｏａｆｗｉｔｈｔｈｉｎｃｏａｌｐｉｌｌａｒ
两帮支护：支护形式同顶板，区别在于小煤柱侧锚杆间距为８００ｍｍ，另一侧锚杆间距９００ｍｍ。
（３）支护效果
锚杆支护实施于井下后，进行了矿压监测。小煤柱沿空掘巷表面位移曲线如图１１所示。顶板下沉量为７０ｍｍ，两帮移近量为２２５ｍｍ，其中小煤柱侧位移量达到１３０ｍｍ，底臌量达到３１０ｍｍ。而原支护巷道两帮移近量达到５００ｍｍ以上，底臌量达到１１００ｍｍ。比原支护底臌量减少７２％，两帮移近量减少５５％。高预应力、强力锚杆与锚索支护有效控制了巷道的强烈变形，满足了生产要求。
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图１１小煤柱沿空掘巷表面位移曲线
Ｆｉｇ．１１ＤｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔＣｔＬ，＇％＇ＣＳｏｆｅｎｔｒｙｄｒｉｖｅｎａｌｏｎｇｎｅｘｔｇｏａｆｗｉｔｈｔｈｉｎｃｏａｌｐｉｌｌａｒ
４．７深部沿空留巷支护技术
沿空留巷有很多优点：实现无煤柱开采，提高煤炭资源回收率；留巷不仅可作为专用回风巷，而且还可作为下一个采煤工作面及邻近煤层的瓦斯抽放巷道，显著减少掘进工程量；更重要的是留巷可使回采工作面实现Ｙ型通风，解决高瓦斯矿井通风与瓦斯问题。但是，沿空留巷支护难度很大，不仅
要经受采煤工作面超前支承压力影响，而且在留巷期间，巷道一帮不复存在，顶板将会产生剧烈的沉降。为使留巷成功，必须保证顶板在下沉的过程中保持完整与稳定。为了解决这个支护难题，在淮南谢一煤矿进行了高预应力、高韧性、强力支护技术研究与试验。
（１）巷道地质与生产条件
谢一煤矿５１２１８１０工作面位于５ｌ采区，开采１０号层煤。煤层倾角２２。，平均厚度１．４ｍ，单轴抗压强度８．２ＭＰａ。煤层之上依次为泥质砂岩，厚度０．８ｍ，抗压强度３７．３ＭＰａ；细砂岩，厚度０．８ｍ，抗压强度９７．１ＭＰａ；泥质砂岩，厚度２．０ｍ，抗压强度５１．１ＭＰａ。
采用水压致裂法在该工作面附近进行原岩应力测量：最大水平主应力１６．９ＭＰａ，方向Ｎ４６．２。Ｗ，最小水平主应力８．９３ＭＰａ，垂直主应力２０．０８ＭＰａ。
回风巷需要沿空留巷，巷道埋深为７００ｍ左右，断面为倒梯形，宽度５．０ｍ，中高２。８ｍ。由于埋深较大，采用传统的支护方式巷道掘出后变形量就较大。如果进行沿空留巷，围岩变形会更加严重，甚至出现大面积冒落。
（２）巷道支护设计
采用理论分析、数值模拟方法，结合已有的经验，确定回风巷采用树脂加长锚固强力锚杆、锚索组合支护，沿空留巷锚杆支护布置如图１２所示。
Ｌ————业唑——一
图１２沿空留巷锚杆支护布置图
Ｆｉｇ．１２Ｂｏｌｔｉｎｇｐａａｅｍｆｏｒｅｎｔｒｙｒｅｔａｉｎｅｄｆｏｒｎｅｘｔｓｕｂｌｅｖｅｌ顶板锚杆杆体为直径２２ｍｍ的左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为ＢＨＲＢ５００。锚杆长度２．４ｍ，树脂加长锚固。采用Ｗ型钢带与金属网护顶。锚杆排距ｌ０００ｍｍ，每排６根锚杆，间距９００ＩＴｔｍ。锚杆预
伽枷姗瑚抛啪如。
万方数据
第２９卷第４期康红普，等．煤矿巷道锚杆支护应用实例分析?６５９?
紧力矩为５００Ｎ?ｍ。锚索材料为犯２ｍｍ、ｌｘｌ９结
构预应力钢绞线，长度６．３ｍ。每２．０ｍ安装２根锚
索。锚索预紧力为３００ｋＮ。
巷帮锚杆规格与顶板锚杆相同。采用Ｗ型钢带与金属网护帮。锚杆间、排距均为ｌ０００ｍｍ，上帮４根锚杆，下帮２根锚杆。
（３）支护效果分析
在巷道掘进与留巷期间都进行了矿压监测。从巷道掘进到稳定期间，两帮移近量为１４９ｎｌｍ，其中上帮移近量８５ｒａｍ，下帮移近量６４ｍｍ；顶底板移近量为４１ｍｍ，其中顶板下沉量１１ｍｍ，底臌量３０ｍｍ。巷道在距掘进工作面０～２０ｍ范围内位移明显，３０～５０ｍ后基本达到稳定。顶板离层值为（距工作面ｌ～１２１ｍ）：浅部离层５ｍｍ，深部离层３ｍｍ，总离层８ｍｍ。巷道总变形量不大，顶板离层很小，支护状况良好（见图１３）。
图１３沿空留巷支护状况
Ｆｉｇ．１３Ｂｏｌｔｉｎｇｓｔａｔｅｏｆｅｎｔｒｙｒｅｔａｉｎｅｄｆｏｒｎｅｘｔｓｕｂｌｅｖｅｌ
锚杆受力在距工作面０－－一３５ｍ范围内变化较大，５０ｍ以后，受力逐步稳定。预应力较高的锚杆受力变化不大，而且很快就稳定。预应力小的锚杆受力增长幅度较大，而且趋于稳定的时间较长。锚索从安装到掘进稳定期间，受力变化较小。在距工作面５０ｍ后达到稳定，受力基本不再变化。该实例再次说明，高预应力锚杆、锚索不仅能有效控制围岩离层，而且本身的受力变化不大。
在采煤工作面开采与留巷期间，在回风巷距采煤工作面不同位置进行了表面位移观测。
１４测站设在采煤工作面前方１０ｍ处，监测距采煤工作面前方１０ｍ到后方４９ｍ期间巷道表面位移，监测结果如图１４所示。测站距采煤工作面前方１０ｍ到２ｍ期间，两帮移近量为２９ＩＴｌｍ：距采煤工作面后方３ｍ到４９ｍ期间，两帮移近量为２５ｍｍ（采
曩
智
秣
图１４沿空留巷表面位移曲线
Ｆｉｇ．１４Ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｃａｌｖｅｓ
ｏｆｅｎｔｒｙｒｅｔａｉｎｅｄｆｏｒｎｅｘｔｓｕｂｌｅｖｅｌ煤工作面后方一侧煤帮已不存在，充填体上的测点重新设置，图１４中的两帮位移曲线又从０开始），上帮移近量为１６ｍｍ，下帮（充填体）移近９ｍｍ。在整个观测过程中，巷道顶底移近量为１４０ｍｍ，其中顶板下沉量为５１ｒａｎｌ，底臌量为８９ｍｍ。说明在采煤工作面附近及巷旁充填体构筑期间，围岩与充填体变形较大。
２“测站设置在采煤工作面后方４０ｍ处。距采煤工作面位置由４０ｍ到８７ｍ过程中，两帮移近量为１８ｍｍ，上帮移近量为１９ｍｍ，下帮（充填体）向采空区移动１ｍｍ：顶底移近量为２３ＩＩＬｒｆｌ，项板下沉量为１２ｍｍ。
３４测站设置在采煤工作面后方１４０ｍ处。在距采煤工作面位置由１４０－～１８７ｍ过程中，两帮移近量为７ｍｍ，上帮位移量为９ｍｍ，下帮（充填体）向采空区移动２ｍｍ；顶底移近量６ｍｍ，顶板下沉量为３ｍｍ，说明巷道围岩变形已经基本稳定。
总之，在掘进与留巷期间，巷道围岩变形不大，围岩与充填体稳定，高预应力、强力锚杆与锚索支护配合合理的巷旁充填满足了安全生产的要求。４．８采空区内留巷支护技术
在采空区内形成巷道主要有２种方式：采空区内掘巷和采空区内留巷。第一种方式是沿已经稳定的采空区内掘进巷道。这种方式的优点是巷道处在应力降低区，掘巷时围岩应力不大。但由于围岩都是已冒落的矸石，掘进施工比较困难，顶板极易垮落。第二种方式最大的优点是回采工作面可直接穿越巷道，不需要留设煤柱，工作面不需要搬家。同时不用重新掘巷，降低掘进与支护费用。这种方式的最大难点在于，在工作面穿越巷道前后保持顶板完整，在穿越巷道过程中能够架设有效的巷旁支护，
将顶板下沉控制在一定范围内。在深入研究采空区万方数据
?６６０?岩石力学与工程学报２０１０伍
留巷变形与破坏特征的基础上，以锚杆、锚索为基本支护，开发了综采工作面穿越巷道的采空区留巷支护技术，并在邢台葛泉矿进行了井下试验【４０１。
（１）巷道地质与生产条件
葛泉矿１４２２工作面开采２”煤层。煤层平均厚２．６８ｍ，平均倾角２３。。直接顶为粉砂岩，平均厚２．１２ｍ；老顶为灰白色粉砂岩，平均厚度５。２０ｒｎ。
１４２２工作面穿越四采区轨道上山，埋深１６０ｍ左右。上山断面为矩形，宽度３ｍ，高度２．６ｍ。采用钢筋托梁组合锚杆支护，并进行锚索补强。
（２）过上山采空区留巷支护加固设计
回采工作面过上山主要经历３个阶段：第一阶段是过上山前，巷道要受到回采工作面强烈的支承压力影响，导致巷道围岩变形和破坏范围急剧增大，所以必须进行超前加固。第二阶段是回采工作面过上山，受到强烈支承压力影响，支护阻止不了顶板上部岩层的强烈沉降，上山在工作面穿越过程中及穿过之后，项板下沉量会很大。工作面过上山后，巷道两帮煤体不复存在，为了使巷道保持一定的高度和空问，必须在液压支架后架设巷旁支护。巷旁支护应适应顶板岩层移动特征，即要有较大的变形量，又要有较大的后期承载能力。工作面过上山采空区留巷状况如图１５所示。第三阶段为回采工作面过上山围岩活动稳定后，巷道顶板产生了剧烈下沉，有可能造成巷道高度不能满足生产要求，应进行维修。主要包括起底、架棚支护及防漏风措施等。
图１５工作面过上山采空区留巷状况
Ｆｉｇ．１５Ｓｔａｔｅｏｆｒｏａｄｗａｙｒｅｔａｉｎｅｄｉｎｇｏａｆａｆｔｅｒｆａｃｅｃｒｏｓｓｉｎｇｒｉｓｅ
①过上山前巷道加固设计
上山原支护方式为锚杆支护，工作面接近上山时，附近的巷道都受到剧烈采动影响，必须进行加固。对于工作面外侧的上山段，采用高强度锚杆与锚索联合加固，参数为：顶板为犯２ｍｍ高强度螺纹钢锚杆，长度２．４ｍｍ，全长锚固。锚杆间距１０００ｍｍ，排距９００ｍｍ，Ｗ型钢带护顶。锚索长度７ｍ，间距１．８ｍ。两帮为０１６ｍｍ圆钢锚杆，长度为２．０ｍｍ，端部锚固，锚杆间距１．４ｍ，排距７００ｍｍ。
对于采空区要留设的上山段，除超前加固外，在回采工作面接近轨道上山前进行了扩巷，以便给工作面支架后方架设采空区隔离物提供安全作业空间。巷道宽度由３ｍ扩至６ｍ。扩巷部分仍采用高强度螺纹钢锚杆、锚索、ｗ型钢带联合支护，并在巷道左侧顶角处沿巷道轴线方向布置一排钢筋托梁和锚索，以便切顶。扩巷段顶板锚杆间距６５０ｍｍ，排距７００ｍｍ，锚索间距１．４ｍ。两帮为圆钢锚杆，间距６００ｍｍ，排距７００ｍ。采空区留巷支护加固布置见图１６。
图１６采空区留巷支护加固布置图
Ｆｉｇ．１６Ｂｏｌｔｉｎｇｐａｔｔｅｍｏｆｒｏａｄｗａｙｒｅｔａｉｎｅｄｉｎｇｏａｆ
②过上山巷道支护设计
工作面穿越上山后，支撑顶板的两帮煤体不复存在，为了在采空区内形成巷道，必须设置人工构筑物。根据上山条件，选用实心木垛作为巷旁支护。它具有较大的压缩量，基本上能适应顶板下沉的要求，同时具有较大的晚期承载能力。根据巷道宽度和高度，确定木垛支护参数为：木垛尺寸１．２ｍｘ１．２ｍ（长度Ｘ宽度）；木垛高度，上山掘进高度减去工作面过上山时的下沉量；木垛密度：两木垛中心距１．５ｍ，间距３００ｍｍ。
（３１过上山支护效果
矿压监测表明：过上山前后的全过程中，顶板下沉量最大达到１．４ｍ，巷道最终高度最小为１．２ｍ。多数锚杆受力都在１５０ｋＮ以内，个别锚杆、锚索有拉断现象，这足以说明１４２２工作面在过上山时压力相当大。但从过上山前的巷道加固、扩巷与支护，到过上山采空区留巷，顶板属于整体下沉，基本保持了完整。上山经过起底后能满足使用要求。实践证明，采用高强度锚杆、锚索和Ｗ型钢带组合支护，在工作面过上山过程中架后实施木垛巷旁支护，是
万方数据
第２９卷第４期康红普，等．煤矿巷道锚杆支护应用实例分析?６６１?
采空区留巷可行、有效的支护加固方式。
４．９松软破碎围岩硐室注浆与锚固联合加固技术潞安屯留矿副井井底车场所处岩层地质条件很差，主要以泥岩、粉砂岩为主，并夹有多层小煤及煤线，而且附近还有小断层，岩层非常破碎。马头门采用锚网喷与锚索临时支护，掘进时就出现顶板开裂，顶板下沉达１．２ｍ，部分锚索破断。之后又陆续采用长锚索（１５ｍ）、锚注以及架设２９Ｕ型钢支架（支架间距最小仅为３００ｒａｍ）进行加固。但由于马头门顶板已离层、围岩已松动破碎，加固效果不明显，马头门又出现了浇注段顶板开裂掉块、钢筋扭曲变形等破坏。为防止马头门进一步破坏，又进行了注浆锚索束（３根钢绞线）补强加固，并对马头门进行壁后注浆。尽管马头门经过数次加固，并取得一定效果，但围岩变形仍未稳定，一直处于蠕变状态，副井的正常使用与安全状况受到严重威胁。为此，开展了松软破碎、大断面硐室注浆与锚固综合加固技术研究与试验【４ｌ’４２］。
（１）煤岩体地质力学测试与分析
在井底车场附近围岩比较完整的巷道中进行了地应力测量，所测区域地应力以垂直应力为主。最大主应力值均小于１５ＭＰａ，最大水平主应力与垂直主应力的比值为０．４９５～０．９７９，最大水平主应力方向都集中在ＮＥ方向，变化范围为Ｎ１３．６。Ｅ～Ｎ４４．８。Ｅ。
煤岩体强度测试结果表明，煤层单轴抗压强度为１０～１５ＭＰａ。顶板泥岩强度为２８．３～４５．４ＭＰａ，砂质泥岩强度为３７．５～４９．７ＭＰａ，软泥夹层的强度仅为６．７ＭＰａ。
采用电子钻孔窥视仪进行了围岩结构观察。围岩基本处于破碎状态，裂隙非常发育，顶板出现明显离层，而且多处出现纵向裂隙和空洞，属于典型的松散破碎节理化软岩。
（２）支护加固设计
马头门断面为半圆拱形，宽度７．５ｍ，高度５．７１１１，断面积３６．７ｍ２。在现场调查、理论分析及数值模拟的基础上，结合已有的经验，确定采用深孔高压注浆配合强力锚杆、锚索的加固方案。
深孔高压注浆将破碎软岩黏结在一起，尽量恢复或构成完整的岩体结构，形成连续体。深孔高压注浆后，软岩基本上恢复连续状态，但承载能力比较低，还必须进行锚杆、锚索支护。施工顺序为先进行深孔高压注浆，２ｄ后进行锚杆施工，随后进行锚索施工，最后喷浆封闭。
深孔注浆采用水泥一水玻璃浆液，５２．５Ｒ普通硅酸盐水泥配合ＸＰＭ纳米注浆添加剂。注浆孔排距３ｍ，间距２ｍ。在副井井筒周围向上布置６个深４０ｍ的钻孔，向下布置６个钻孔，孔深２０ｍ。其余顶板孔和两帮孔深２０ｍ，底板孔深６ｍ。采用分段注浆或全长注浆。采用分段注浆时，每段长度为１０ｍ。在井筒附近注浆压力控制在３ＭＰａ以内，其余注浆孔注浆压力控制在６ＭＰａ左右。
锚杆为直径犯５ｍｍ的强力锚杆，屈服强度６００ＭＰａ，破断强度８００ＭＰａ，长度３ｍ，树脂加长锚固，锚杆预紧扭矩为５００Ｎ．ｍ。采用钢筋网护顶、护帮。锚杆间排距均为１ｍ。
锚索为直径１９ｒｌｌｌＴｌ的钢绞线，极限拉断力４００ｋＮ，长度为２０ｍ。树脂端部锚固与注水泥浆全长联合锚固。锚索间排距均为２ｍ。锚索预紧力为２００蝌。马头门锚杆、锚索支护布置如图１７所示。
图１７马头门锚杆、锚索支护布置图
Ｆｉｇ．１７Ｓｃｈｅｍｅｏｆｂｏｌｔｉｎｇｐａｔｔｅｒｎｆｏｒｈｏｒｓｅｈｅａｄ
（３）加固效果分析
北马头门表面位移曲线如图１８所示。注浆前两帮围岩～直发生蠕变，注浆后仍存在缓慢蠕变现象，但较注浆以前蠕变速度明显降低，只有实施强力锚杆与锚索后，两帮移近量才趋于稳定，累计移近量不超过２５ｍｒｌｌ；顶板基本处于稳定状态，没有发生明显的位移；底板在注浆阶段部分地段发生轻微底臌，底臌量不超过２４ｍｉｌｌ，之后没有发生明显位移。深孔高压注浆与强力锚杆、锚索联合加固技术取得了良好的加固效果。
拱顶部位锚杆受力较小，并且锚杆受力有轻微的下降趋势。两帮锚杆受力明显高于拱顶部位，部分达到了锚杆的屈服极限。但无论巷道哪个部位的锚杆，施加较高的预紧力不仅有利于维持围岩的稳定性，而且可有效提高抗扰动能力。
万方数据
?６６２?岩石力学与工程学报２０１０笠
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图１８马头门表面位移曲线
Ｆｉｇ．１８Ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｃｕｒｖｅｓｏｆｈｏｒｓｅｈｅａｄ
５结论
（１）煤矿巷道地质与生产条件的特点主要表现为：煤岩体强度低，地质构造复杂，层理节理发育；动压影响强烈；巷道多是矩形类断面，受力差；护巷煤柱小。这些特点带来一系列复杂困难巷道，对支护技术要求更高、更苛刻。
（２）煤矿巷道锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等不连续变形，保持煤岩体的完整性、连续性，减小煤岩体强度降低；锚杆预应力及其扩散对支护效果起着决定性作用；对于深部及复杂困难巷道，应采用高预应力、强力锚杆支护，通过合理的支护设计，尽量实现一次支护，避免二次或多次支护与巷道维修。
（３）煤矿开发出包括巷道围岩地质力学测试、动态信息支护设计、高强度与高刚度支护材料、快速施工机具与工艺、支护工程质量检测与矿压监测及锚固与注浆联合加固在内的锚杆支护成套技术，成为煤矿巷道首选、安全高效的主要支护方式。
（４）高预应力、强力锚杆支护理论与技术成功应用于千米深井巷道、软岩巷道、强烈动压影响巷道、大断面矩形巷道、深部沿空掘巷与留巷、采空区留巷等复杂困难条件，围岩的强烈变形得到有效控制，取得良好的支护效果。
（５）注浆与强力锚杆、锚索联合加固是比较适合松散、破碎软岩的加固方式。注浆为锚杆、锚索提供可锚基础，保证其预应力与工作阻力有效扩散到围岩中。强力锚杆、锚索控制锚固区围岩的再离层，减小强度再降低，保持围岩的长期稳定。
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万方数据
?６６４?岩石力学与工程学报２０１０笠
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万方数据
煤矿巷道锚杆支护应用实例分析
作者：康红普， 王金华， 林健
作者单位：煤炭科学研究总院,开采设计研究分院,北京,100013
刊名：
岩石力学与工程学报
英文刊名：CHINESE JOURNAL OF ROCK MECHANICS AND ENGINEERING
年，卷(期)：2010，29(4)
引用次数：0次
参考文献(42条)
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