近距离采空区下松软破碎煤层巷道锚杆锚索支护技术研究

第１５卷第４期（总第９５期）　２０１０年８月　煤　矿　开　采　Ｃｏａｌ　ｍｉｎｉｎｇ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　Ｖｏ１．１５Ｎｏ．４（Ｓｅｒｉｅｓ　Ｎｏ．９５）　Ａｕｇｕｓｔ　２０１０　近距离采空区下松软破碎煤层　巷道锚杆锚索支护技术研究　林健，范明建，司林坡，姜鹏飞　（天地科技股份何　公ｒｄ开采设汁鼻、世部，北京１０００１３）　［摘要］　在地质力学现场测试和岩石成分分析的基础上，分析了近距离采空区下松软破碎煤　层巷道破坏的主要原因和影响因素，指出厚有锚杆支护系统预应力偏低、护表构件不合理是造成巷道　破坏的主要原因，提出了采用高预应力全长锚固锚杆和锚索支护并加大护表构件的面积和强度的方法　进行此类巷道的支护。以红庙煤矿五区５—２　一片工作面回风巷为工程实例，详细介绍了高预应力锚　杆锚索支护方案并进行了现场工业性试验。研究结果表明，高预应力锚杆锚索支护系统能够控制此类　巷道的强烈变形，支护效果比较理想，为类似条件下巷道支护提供了有效手段。　［关键词］　近距离煤层；采空区下；松软破碎；巷道支护；高预应力；全长锚固　［中图分类号］ＴＤ３５３．６　［文献标识码］Ａ　［文章编号］１００６－６２２５（２０１０）０４－００４５－０６　Ｒｅｓｅａｒｃｈ　ｏｎ　Ａｎｃｈｏｒｅｄ　Ｂｏｌｔ　ａｎｄ　Ａｎｃｈｏｒｅｄ　Ｒｏｐｅ　Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　Ｓｏｆｔ　ａｎｄ　Ｃｒａｃｋｅｄ　Ｃｏａｌ　Ｒｏａｄｗａｙ　ｕｎｄｅｒ　Ｎｅａｒ　Ｇｏｂ　ＬＩＮ　Ｊｉａｎ，ＦＡＮ　Ｍｉｎｇ－ｊｉａｎ，ＳＩ　Ｌｉｎ—ｐｏ，ＪＩＡＮＧ　Ｐｅｎｇ—ｆｅｉ　（Ｃｏａｌ　Ｒｅｓｅａｒｃｈｉｎｇ＆Ｄｅｓｉｇｎｉｎｇ　Ｄｅｐａｒｔｍｅｎｔ，Ｔｉａｎｄｉ　Ｓｃｉｅｎｃｅ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　Ｃｏ．，Ｌｔｄ，Ｂｅｉｊｉｎｇ　１０００１３，Ｃｈｉｎａ）　Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｂａｓｅｄ　ｏｎ　ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ　ａｎｄ　ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ　ｔｅｓｔ　ｏｎ—ｔｈｅ—ｓｐｏｔ　ａｎｄ　ｒｏｃｋ　ｉｎｇｒｅｄｉｅｎｔ　ａｎａｌｙｓｉｓ，ｔｈｉｓ　ｐａｐｅｒ　ａｎａｌｙｚｅｄ　ｍａｉｎ　ｃａｕｓｅ　ｏｆ　ｒｏａｄ－　ｗａｙ　ｄａｍａｇｅ　ａｎｄ　ｉｔｓ　ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ　ｆａｃｔｏｒｓ．Ｉｔ　ｉｎｄｉｃａｔｅｄ　ｔｈａｔ　ｌｏｗ　ｐｒｅ—ｓｔｒｅｓｓ　ａｎｄ　ｕｎｒｅａｓｏｎａｂｌｅ　ｓｕｒｆａｃｅ　ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ　ａｔｔｒｉｂｕｔｅｄ　ｔｏ　ｒｏａｄｗａｙ　ｉｎｓｔａｂｉｌｉｔｙ　ａｎｄ　ｐｒｅｓｅｎｔｅｄ　ｔｈａｔ　ａｐｐｌｙｉｎｇ　ｆｕｌｌ・－ｌｅｎｇｔｈ　ａｎｃｈｏｒｅｄ　ｂｏｌｔ　ｗｉｔｈ　ｈｉｇｈ　ｐｒｅ・—ｓｔｒｅｓｓ　ａｎｄ　ａｎｃｈｏｒｅｄ　ｒｏｐｅ　ｔｏ　ｓｕｐｐｏｓｉｎｇ　ｒｏａｄｗａｙ　ａｎｄ　ｅｎｌａｒｇｉｎｇ　ｓｕｒｆａｃｅ　ｓｔｕｃｔｕｒｅ　ａｒｅａ　ａｎｄ　ｉｒｔｓ　ｓｔｒｅｎｇｔｈ．Ａ　ｒｅｔｕｒｎ　ａｉｒｗａｙ　ｉｎ　Ｈｏｎｇｍｉａｏ　Ｃｏｌｌｉｍｙ　ｗａｓ　ｓｕｐｐｏｓｅｄ　ｗｉｔｈ　ｔｈｉｓ　ｍｅｔｈｏｄ．Ｐｒａｃｔｉｃａｌ　ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ　ｓｈｏｗｅｄ　ｔｈａｔ　ａｎｃｈｏｒｅｄ　ｂｏｌｔ　ａｎｄ　ｒｏｐｅ　ｓｕｐｐｏｓｉｎｇ　ｓｙｓｔｅｍ　ｗｉｔｈ　ｈｉｇｈ　ｐｒｅ—ｓｔｒｅｓｓ　ｃｏｕｌｄ　ｃｏｎｔｒｏｌ　ｓｔｒｏｎｇ　ｄｅｆｏｍｍｔｉｏｎ　ｏｆ　ｒｏａｄｗａｙ．Ｅｘｃｅｌｌｅｎｔ　ｓｕｐｐｏｓｉｎｇ　ｅｆｆｅｃｔ　ｐｒｏｖｅｄ　ｔｈａｔ　ｔｈｉｓ　ｓｙｓｔｅｍ　ｍｉｇｈｔ　ｐｒｏｖｉｄｅ　ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ　ｓｕｐｐｏｓｉｎｇ　ａｐｐｒｏａｃｈ　ｆｏｒ　ｓｉｍｉｌａｒ　ｒｏａｄｗａｙｓ．　Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ｃｌｏｓｅｄ　ｃｏａｌ　ｓｅａｍｓ；ｕｎｄｅｒ　ｇｏｂ；ｓｏｆｔ　ａｎｄ　ｃｒａｃｋｅｄ；ｒｏａｄｗａｙ　ｓｕｐｐｏｓｉｎｇ；ｈｉｇｈ　ｐｒｅ—ｓｔｒｅｓｓ；ｆｕｌｌ—ｌｅｎｇｔｈ　ａｎｃｈｏｒｅｄ　红庙矿设计年产量为１．２Ｍｔ／ａ，町采煤层６　层，分别为５—１，５—２，５—３，６—１，６－２和６—３。　２００９年平煤集团和天地科技股份有限公司开　采设计事业部合作，针对红庙矿近距离煤层采空区　下松软破碎煤层巷道支护问题展开合作研究，针对　现场条件采用高预应力强力支护理论¨　，合理优　化了支护构件及施工机具，以期解决该条件下巷道　支护难题。现场工业性试验结果表明，新的支护方　案和参数对巷道围岩变形控制效果非常理想。　１生产地质条件　煤层层间距小，属近距离煤层组开采。煤层顶板为　深灰色和灰色泥岩，该岩石遇水和潮湿窄气产生膨　胀，膨胀应力和膨胀率大。红庙矿二井五采　５—１　煤层回采巷道准备期间，由于巷道压力大，　岩变　形破坏极其严重，棚子出现扭曲、折断，严重地段　翻修次数多达７～８次，巷道掘进８０ｍ即停止掘　进。２００９年５—２　一片在煤柱中掘进时，由于巷道　压力大，煤体酥软破碎，成型非常困难，巷道在掘　进期间变形非常严重。不得已矿方设计采用锚网索　一红庙煤矿五区５—２　一片工作面开采５—２煤层，　该煤层上覆５—１煤层已采。两煤层间距非常小，　本工作面范围内５～２煤底板距５一Ｉ煤底板最薄仅　６ｍ左右，最厚也只有９ｍ左右。　次支护，Ｕ，　钢支架直墙半圆拱二次支护。其中，　锚杆间排距为６００ｒａｍＸ６００ｒａｍ，Ｕ型钢支架间距　１．５ｍ。但这种支护方式不仅没有达到理想的支护　效果，且支护费用极高，巷道掘进速度非常慢。　［收稿日期］２０１Ｏ－０４—１６　５—２煤层平均厚度５．９９ｍ，含数层夹矸。煤层　倾角１５～１６。，层理、节理较发育，煤层自然发火　［基金项目］国家科技支撑计划项目（２００８ＢＡＢ３６Ｂ０７）　［作者简介］林健（１９６９一），男，山东曹县人，研究员，主要从事煤矿巷道支护技术与推厂工作。　４５　总第９５期　煤　矿　开　采　２０１０年第４期　期１～３个月。直接底为砂质泥岩，单轴抗压强度　为２３．５ＭＰａ，具有膨胀性。煤层综合柱状如图１。　系　统　组　段　符号　层位　厚度＾Ｔｌ　柱状　—　ｊ　岩性　岩性描述　侏　元　５＿Ｉ　２．６３－４．９４　罗　上　由　宝　间隔层　５－２　３６６＿７０ｏ　＿　煤　半煤质亮较型煤好　砂质泥岩　半亮型煤，煤质　Ｊ；　３．７９　＿　煤　较岩及好数，含层夹炭质矸页　　图２　１８０石门附近顶板岩层强度测试曲线　系　统　段组山　　２．５＿９８０　４　＿　煤砂质泥　半岩　煤亮质型较好煤　结构进行了详细观测，结果显示，巷道顶板煤岩层　节理裂隙比较发育，典型窥视图如图３～图１０。　Ｏ　６＿ｌ５Ｄ　细砂岩　白色，泥质胶结　５３０　６．１　１．６７－３．５５　０５８　　＿　煤　半煤质亮型较煤好　细砂岩　白色，泥质胶结　图１　五区５－２。一片工作面煤层柱状　红庙煤矿五区５－２　一片工作面位于五区南翼，　回风巷在２２０石门进入，运输巷在１８０石门进人。　该处地面标高５７３～５８４ｍ，井下标高１８０～２２０ｍ。　工作面走向长度５６０ｍ，倾斜宽１５６ｍ，可采长　４６０ｍ。东北为Ｆ　断层，南至２３６卸载坑清煤巷，　西为未开采地域。地表为荒【ｌ＿ｌ林地，无任何建筑物　及水体。设计回风巷长５８５ｍ（含１５ｍ调车场），　坡度０～７。；运输巷５３９ｍ，坡度０～５。，切眼　１５６ｍ，坡度１５。。　２地质力学现场测试及岩性分析　２．１应力场特征　２００９年采用水压致裂地应力测量方法对红庙　矿五区５—２　一片工作面附近地应力进行了测量。　测量结果表明，红庙煤矿最大水平应力１０．３６～　１４．６２ＭＰａ，最大主应力方向Ｎ５７。Ｅ～Ｎ７２。Ｅ；最小　水平主应力５．３９～７．３５ＭＰ；垂直主应力８．３～　１０．４３ＭＰａ。红庙煤矿应力场类型总体上为　＞ｏｒ　＞　，以构造应力为主。　２．２　围岩强度特征　采用ＷＱＣＺ一５６型围岩强度测试装置对测试巷　道顶板以上１０ｍ范围内的煤岩体进行了原位强度　测试。测试结果显示，顶板砂质泥岩强度主要集中　在１５～２５ＭＰａ，粉砂岩强度主要集中在２５～　４０ＭＰａ，粗砂岩强度较高，平均强度在３５ＭＰａ左　右，所测煤层平均强度在１２ＭＰａ左右。其中１号　测站围岩强度测试曲线如图２。　２．３顶板煤岩层结构观测　采用电子钻孔窥视仪对测试点巷道顶板煤岩层　４６　图６　顶板４．１ｍ处离层　２．４岩石矿物成分分析　通过对采取的岩‘ｉ七卜ｌＬ＇，分类和筛选所得的岩样进行　ｘ射线衍射分析后，可以得到如下结论：　（１）所测岩样『ｆ１的非黏土矿物主要以石英和　钾长石为主，细砂岩中含有菱铁矿，部分粉砂岩中　林　健等：近距离采空区下松软破碎煤层巷道锚杆锚索支护技术研究　２０１０年第４期　图ｌＯ顶板１６．１ｍ裂隙发育　含有方解石。岩样中黏土成分含量普遍较大，最大　占矿物总体含量的５３．８％，平均占矿物总体含量　的４１．３２％。相比较来说，泥岩的黏土矿物含量大　于粉砂岩，粉砂岩中的黏土矿物含量大于细砂岩。　（２）岩样中黏土成分矿物主要有高岭石、伊　利石和伊一蒙混层矿物，而其中以高岭石含量最　高。通过换算其绝对含量最高可占矿物总体含量的　３５．５１％，平均含量达到２９．９４％，其次为伊利石　和伊一蒙混层矿物。　（３）基于高岭石的遇水软化特性可知，红庙　煤矿巷道围岩都有明显的遇水软化特性。岩样中不　同程度的都存在伊一蒙混层矿物，这种矿物有很明　显的遇水膨胀特性，其中最大绝对含量为１　Ｉ．３％。　根据现有研究资料，蒙脱石含量超过８％就对膨胀　黏土的胀缩性产生很大的影响，所以红庙煤矿围岩　不同程度的还有较大的遇水膨胀性。其中泥岩遇水　膨胀特性最为明显。　３近距离采空区下巷道围岩变形特征及原因分析　３．１　巷道围岩变形特征　从现场巷道变形情况看，巷道在进入采空区下　方前的煤柱中时，巷道围岩（煤体）非常破碎，　成型比较差，掘进迎头经常出现片冒现象，并且顶　板煤岩体经常出现“放炮”的声音。巷道在掘进　期问变形量就较大，顶帮均有不同程度的“兜肚”　现象。煤层节理裂隙发育，特别是斜槎节理非常发　育，在迎头安装锚杆时经常出现漏煤渣现象。进入　采空区下方后，虽然压力明显减小，煤体完整性有　所提高，但拱形断面成型仍不好，斜槎、掉渣现象　仍较严重。　３．２巷道现场矿压显现强烈的原因分析　（１）地质与生产条件５—２煤层与５—１煤之　间的岩层厚度在０～３．０ｍ，属极近距离煤层开采。　上覆５—１煤层的开采严重破坏了５—２煤层的完整　性，造成５—２煤层节理裂隙非常发育。　（２）应力水平和方向　测量结果表明，该处　最大水平应力不仅远大于垂直应力，而且最大水平　主应力方向与巷道轴线的夹角为８０。左右，非常不　利于巷道的维护。这种状态极易造成巷道顶底板的　变形和破坏，造成顶板煤岩体严重下沉，同时伴随　底板的鼓起。　（３）支护参数不合理通过对红庙煤矿５—２　一片工作面已掘巷道的实地察看，发现井下巷道支　护存在以下问题：使用的锚杆为２０ＭｎＳｉ材质的　４）１８ｒｎｍ锚杆。该锚杆屈服载荷平均为８５ｋＮ，破断　载荷一般为１２５ｋＮ。在松软破碎煤岩体中，锚杆强　度明显偏低，不仅不利于锚杆预紧力的施加，同时　会大幅度增加锚杆支护密度，造成岩体破坏和影响　支护速度；使用的锚杆尾部螺纹长度过短，仅为　８０ｒａｍ，极易造成锚杆托盘及钢带不贴帮贴顶，根　本起不到支护作用；红庙煤矿巷道护表构件主要采　用金属网和钢筋托梁，护帮护顶强度和刚度明显不　足。特别是采用钢筋托梁作为锚杆的组合构件，在　松软破碎围岩条件下与围岩仅为线接触，不仅不利　于锚杆预应力的有效扩散，同时还导致钢筋托梁下　方的煤体破坏，加剧了巷道围岩的变形；目前红庙　煤矿乃至整个平庄矿区锚杆预紧力矩一般要求为　２００Ｎ・ｍ。但在实际应用过程中，由于种种原因，　导致锚杆预应力小，预应力扩散效应差，支护刚度　低，不能有效控制围岩早期离层与破坏，导致顶板　４７　总第９５期　煤　矿　开　采　２０１０年第４期　下沉、两帮鼓出；目前，红庙煤矿井下巷道一般采　用西１５．２４ｒａｍ锚索，索体直径偏小，与钻孔直径　（２８ｍｉｌ１）不匹配，孔径差过大，明显影响树脂锚　固力，易出现锚固端滑动现象；索体破断载荷较　回风巷和运输巷掘进断面呈直墙半圆拱形，宽　３．８ｍ，墙高Ｉ．２ｍ，掘进断面积为１０．２３ｍ　。　采用树脂全长锚固预应力锚固锚杆和锚索组合　支护系统。锚杆杆体为２２号左旋无纵筋螺纹钢筋，　长２．４ｍ，杆尾螺纹为Ｍ２４，螺纹长１５０ｒａｍ，树脂　全长锚　。采用４５０ｒａｍｘ　２８０ｒａｍ￣４ｒａｍ双Ｗ型钢　护板配合钢筋网护顶护帮。锚杆排距９００ｒａｍ，间　距８５０ｒａｍ，锚杆预紧力矩４００Ｎ・ｍ。锚索采用材　小，在高地应力、受采动和地质构造影响的巷道中　经常出现锚索拉断现象。索体延伸率低，不能适应　围岩的大变形；巷道一般采用２４０ｒａｍ×２４０ｍｍ×　１０ｒａｍ的Ｍ型钢板作为锚索托板。这种托板和围　岩的接触面积小，不利于锚索颅应力的有效扩散，　在锚索预紧力较大的情况下还町能会造成煤岩体局　部受力过大，超过煤岩体向身强度而破坏，非常不　利于巷道支护；锚索安装预应力是锚索设计的关键　内容之一，关系到锚索的支护质量和加固效果　。　根据国内外经验，煤矿一般将锚索的预紧力设计为　锚索破断载荷的３０％～５０％。如我囤煤矿井下使　用的４，１５．２４ｒａｍ的锚索，破断力２６０ｋＮ，一般设计　预紧力为８０～ｌＯＯｋＮ。但在铺索张拉过程中，由于　锚索张拉存在理论损失、张拉机具和锚索锁具不匹　配、操作不当等原因，极易造成锚索预应力损失过　大。如长度为５ｍ的锚索预紧力仪理沦损失就高达　３３．６％，￣ＮＤｉｉ　ｌ　张拉机具＿Ｉｊ．　索锁具不匹配、施工　操作等原因，一般预紧力损失可达５０％左右　。　因此，在施工中应采取超张拉的手段保证锚索设计　预紧力。　综上所述，红庙煤矿现有锚杆支护技术已经不　能满足近距离采空区下松软破碎条件巷道支护要　求，巷道支护效果受到严重影响，顶板安全受到严　重威胁。单纯依靠增加支护密度，不仪不能解决实　质性问题，而且显著影响巷道掘进速度。　４支护设计理念及参数设计　４．１支护设计理念　根据红庙煤矿地质和生产条件，确定采用高预　应力全长锚固锚杆支护系统配合强力锚索支护。仝　长锚固预应力锚杆采用低黏度高聚合度树脂锚固剂　锚固，端部采用１支快速锚固剂，其余部分采用低　黏度慢速树脂锚固剂，在慢速锚固剂胶凝前完成锚　杆的预紧工作。为使锚杆锚索预应力得到有效扩散　和增加松软破碎煤层的护表强度和刚度，设计增大　护表构件的面积和强度，同时采用强度较大的钢筋　网护表，使其在煤体中形成较大的压应力区，改善　支护结构的支承能力，提高煤体的完整性。　４．２支护参数　考虑到掘进过程中设备尺寸，通风要求和巷道　围岩变形预留量，设计红庙五区５—２　一片工作而　４８　料为４）２２ｍｍ，１　ｘ１９股高强度低　他预应力钢绞　线，长度４３００ｒａｍ，树脂端部锚Ⅲ，锚固长度　１３５０ｒａｍ，锚索托盘采用３００ｒａｍｘ３００ｒａｍｘ　１６ｒａｍ高　强度可调心托板及配套锁具。每１８００ｍｍ打３根锚　索，铺索问距１２７５ｍｍ，垂直顶板岩层。锚索预紧　力２００～２５０ｋＮ。巷道支护布置如图１１。　强力锚索　图１１　巷道支护断面　５支护方案数值分析　５．１　数值模型的建立　采用大型非线性有　分软件ＦＬＡＣ如对不同　支护参数下巷道围岩应力分布与变形规律进行数值　模拟研究。一般分析锚杆与锚索支护作用的模型，　是在原岩应力状态下开挖巷道，然后安装锚杆与锚　索，巷道周围应力状态重新分布，围岩发生变形与　破坏，锚杆与锚索受力、变形。但是，由于围岩应　力比锚杆、锚索提供的ｊ、　力大得多，因此，锚杆与　锚索支护在围岩中产　的应力场被完全覆盖，无法　进行分析与研究。为此，本数值模拟在不考虑原岩　应力，即在零原岩应力场条件下，分析锚杆及锚索　预应力引起的应力场分布特征与影响因素　Ｊ。从　２２０石门揭露的煤岩性物理力学性能试验结果看，　５—２ｓ煤层抗拉强度０．４７ＭＰａ，抗压强度４．８ＭＰａ；５　—２　煤底板砂泥岩抗拉强度０．８８ＭＰａ，抗压强度　２３．５ＭＰａ，具有膨胀性。　５．２数值计算结果分析　数值模拟对新旧锚杆、锚索支护方案应力分布　进行了对比，如图１２、图ｌ３。在原设计支护方式　下，锚杆问排距小、预紧力小，同时锚索直径小、　林　健等：近距离采空区下松软破碎煤层巷道锚杆锚索支护技术研究　２０１０年第４期　锚索长、抗拉强度低。新设计支护方式下锚杆Ｊ１＝ｌ；Ｊ排　距大、预紧力大，同时增加了锚索的直径，减少ｒ　锚索的长度，增加了锚索的预应力。　原支护方式下，由于锚杆问排距小，巷道围岩　能形成压应力叠加区域，但由于锚杆预应力较低，　使得顶板和巷帮煤岩体整体压应力值较低，尢法形　成良好的压应力拱。在新设计支护方式下，虽然锚　杆支护密度降低了，但预应力增加了，锚杆之问围　岩压应力场也能相互叠加，且压应力值较大，在受　到岩体重力和构造应力作用时更能保持稳定。　图１２原支护方式下锚杆、锚索预应力场分布　６支护效果分析　６．１　掘进期间矿压监测结果及分析　回风巷（＋２２０ｍ）自２００９年７月１日开始进　行试验，２００９年７月３１口回风巷巷道施工结束，　试验巷道段共计长３００ｍ。　巷道表面位移在距迎头５３ｍ以后趋于稳定。　巷道由掘进完成到巷道稳定，巷道两帮移近量为　７９ｍｍ，为初始巷道两帮宽度的２．０８％。巷道顶底　移近量为２８１ｍｍ，为巷道初始高度的９．３３％。其　中，巷道顶板下沉量为４３ｍｍ，底鼓量２３８ｍｍ，底　鼓量占巷道顶底总移近量的８４．７％。　在整个巷道掘进期间，该测点处巷道浅部离层　１４ｍｍ，深部离层２３ｍｍ，总离层值３７ｍｍ。　锚杆受力监测采用ＣＹＳ一３００锚杆测力计进行　监测，监测结果如图１４。采用全长预应力锚同的　锚杆，其受力值的变化幅度较小。除编号为“左　图１３　新支护方式下锚杆、锚索预应力场分布　４”，“左５”和“右３”的锚杆受力变化幅度在８　～９ｋＮ，其余锚杆受力的变化幅度均在５ｋＮ以内。　锚杆在安装仞期的预紧力施加极不均衡，锚杆最大　的预紧力高达８５ｋＮ，而最小的仅为１９．６ｋＮ。这种　预紧状态极易造成巷道局部变形较大，不利于巷道　围岩保持完整性和稳定性。　＋齐１＋芹２—　左３一左４＋芹５　图ｌ４　回风巷掘进期间锚杆受力曲线　锚索受力监测采用ＧＹＳ一５００锚索测力计进行　监测，监测结果如图ｌ５。锚索安装并张拉之后，　锚索受力变化较小。在距迎头２１ｍ以后，一直到　距迎头１６５ｍ，锚索受力基本保持稳定。但从锚索　的初始预紧力来看，明显小于设计值（２００～　２５０ｋＮ），这主要是锚索在张拉锁定时预应力损失　造成的，因此，今后锚索施工中应充分考虑锚索的　超张拉，以确保锚索的预紧力达到没计要求。　从整个掘进期间的巷道变形情况来看，巷道变　形量较小，巷道同岩（煤体）保持了较好的完整　性，锚杆和锚索受力不大，并且锚杆锚索的受力基　本保持不变，说明锚杆锚索支护达到了该条件下的　４９　总第９５期　煤　矿　开　采　２０１０年第４期　图１５　锚索受力曲线　临界支护强度和刚度。掘进期间巷道支护状况如图　１６所示。　图１６掘进期间回风巷支护状况　６．２　回采期间矿压监测结果及分析　回采期间回风巷表面位移观测曲线如图１７。　图１７　回风巷回采期间巷道表面位移观测曲线　从表面位移观测曲线可以看出，巷道在４０～　５０ｍ范围内开始受到明显的工作面回采影响，巷道　位移量明显增加，并呈加速增长趋势，特别是３０ｍ　以后影响剧烈。在测站距工作面３ｒｎ的位置，两帮　移近量达到２５６ｍｍ，顶板下沉量分别达到３７ｍｍ。　从整个支护效果看，巷道在回采工作面附近仍保持　较好的完整性，整体变形量不大。回风巷超前采用　单体支柱进行超前支护，支护距离为１　０ｍ，超前支　护段围岩（煤体）完整。井下效果如图ｌ８。　锚索受力监测结果如图ｌ９。锚索在回采期间　距工作面１００ｍ左右的位置开始缓慢增长，在距工　作面５６ｍ左右增长速度开始明显增加，并逐步达　到最大值。到与工作面平行位置，锚索受力均达到　２００ｋＮ以上。其中在距＿［作面６０～４０ｍ范围内，　锚索受回采工作面超前应力影响，受力开始较大调　５０　图１８　回凤巷工作面回采超前支护段效果　整，其中右侧锚索受力开始出现大幅度下降，随后　又大幅增长；而左面和中间锚索受力均呈稳步上升　状态。　９６　９２　８６　８４∞７５　７０　６５　６ｌ　５６　５２　４６　４ｏ　３４　２４　距圊采工作面距离如　图１９　锚索受力监测曲线　７结论　（１）红庙煤矿属近距离煤层组开采，受上覆　煤层开采动压影响，下覆煤层遭受严重破坏，节理　裂隙特别发育，给巷道支护造成了很大困难。　（２）预应力是铺杆锚索支护的最关键参数，　通过大幅度提高锚杆锚索的预应力，并增大护表构　件的面积和强度，在松软破碎煤体中形成较高的压　应力重叠区，可有效保证近距离采空区下松软破碎　煤层的巷道支护效果。　（３）红庙煤矿井下试验表明，高预应力锚杆　锚索支护对近距离采空区下松软破碎煤层巷道的支　护效果良好，巷道围岩变形得到有效控制，顶板和　两帮煤体基本保持完整。在回采期间巷道两帮移近　量最大２５６ｍｍ，顶板下沉量最大３７ｍｍ。　［参考文献］　［１］康红普，王金华．煤巷锚杆支护理论与成套技术［Ｍ］．北　京：煤炭工业出版社，２００７．　［２］康红普，王金华，林健．高预应力强力支护系统及其在深　部巷道中的应用［Ｊ］．煤炭学报，２００７，３２（１２）．　［３］康红普，林健，等．全断面高预应力强力锚索支护技术及　其在动压巷道中的应用［Ｊ］．煤炭学报，２００９，３４（９）．　（下转６２页）　总第９５期　煤　矿　开　采　２０１０年第４期　填混凝土配合比。为节省充填材料成本，还做了煤　充填空间的支模和拆模，混凝土输送泵集上料、搅　矸石、过火矸替代碎石和粉煤灰替代水泥的试验研　拌、泵送和驱动于一体，留巷工艺高效合理。　究。充填材料试验历时６个月，共做３００多组试　（２）新实验开发的充填材料凝固时间可控，　验，最终优选出能达到性能要求的最佳材料配比。　３ｈ即可拆模；同时满足混凝土泵送要求。充填材　２．３充填材料最佳配比与力学性能　料配比（质量比）为：４２．５普通硅酸盐水泥：水　依据实验室得出的充填材料配合比和充填材料　：砂：碎石：复合Ｊ＇ｂＤＮ￣０＝１：０．３８：１．７３：２．３８　的现场性质，对配合比做微调，最终确定配合比如　：ＤＯ。各龄期的抗压强度：３ｈ达０．４６ＭＰａ，１ｄ达　表５。为了更方便泵送注浆，混凝土的塌落度控制　１９．５ＭＰａ，３ｄ达３２．１ＭＰａ，７ｄ达４９．６ＭＰａ。　在２００～２２０ｍｍ。各龄期的抗压强度如表６。　（３）充填支护体采用钢带锚杆加固，并预留　表５调整后的配合比　一定厚度的变形层。沿空留巷的巷道稳定性良好，　能满足下一个采煤工作面的使用需要。留巷后可回　收煤柱３０ｋｔ以上，经济效益显著，同时明显缓解　了采掘接续紧张、煤柱应力集中叠加等多种问题。　表６调整后的配合比各龄期的抗压强度　［参考文献］　３机械化沿空留巷技术效果　［１］钱鸣高，许加林，缪协兴．煤矿绿色开采技术［Ｊ］．中国矿　业大学学报，２００３，３２（４）：３４３—３４７．　东荣二矿中一上采区１８层右五面共计留巷　［２　Ｊ钱鸣高，石五平．矿山压力与岩层控制［Ｍ］．徐州：中国矿　２７０ｍ，通过矿压观测发现，前期没有进行支护体　大出版礼，２００３．　钢带锚杆加固之前，由于巷道处于１７层煤柱下方　［３］费旭敏．我国沿空留巷支护技术现状及存在的问题探讨［Ｊ］．　中国科技信息，２００８（７）：４８—５１．　的高支承压力区，巷道变形较大。为此，对支护体　［４］柏建彪．沿　留巷围岩控制技术研究［Ｊ］．煤矿支护，２００９　采用钢带锚杆加固，并在充填支护体顶端预留一定　（２）：１３—２０．　厚度的变形层，改善了巷道围岩的稳定性。生产实　［５］苏为根，王光良．沿空留巷的支护技术与施工［Ｊ］．煤炭工　践证明，沿空留巷巷道能够满足下一个回采工作面　程，２００９（１）：３５—３７．　下料、行人和通风需要。沿空留巷减少了区段煤　［６］张文志．沿空留巷高强度锚杆支护技术［Ｊ］．煤炭工程，　２００６（２）：１９—２１．　柱，少掘进一条巷道，缓解了采掘接续紧张局面，　［７］华心祝．高水速凝材料泵送充填技术在我国煤矿的应用［Ｊ］．　经济效益显著。　煤炭工程师，１９９６（３）：３４—３６．　［８］潘海良，卢志敏．岛水材料巷旁允填沿空留巷技术研究与应　４结论　用［Ｊ］．中同煤炭，２００９，３５（８）：４８—５０．　（１）机械化沿空留巷，由模板支架液压控制　［责任编辑：周景林］　（上接１４页）　［７］姚建国，邹正　，耿德庸．树　和落实科学发展观推进煤炭　［４］国家安全生产监督管理总局，等．关于加强煤炭安全生产工作　科技发展与持续创新的思考［Ａ］．中国煤炭学会岩石力学与　规范资源整合的若ｆ意见［Ｊ］．ｗｗｗ．ｃｈｉｎａｓａｆｅｔｙ．ｇｏｖ　ｃｎ／，　支护专业委员会．巾圈煤炭ｌＴ业可持续发展的新型工业化之路　２００６．Ｏ３．１５．　一高效、安全、洁净、结构优化［Ｃ］．北京：煤炭工业出版　［５］樊运策．我国中小煤矿技术改造与采煤方法改革的途径［Ａ］．　社，２００４　中国煤炭学会岩石力学与支护专业委员会．中国煤炭工业可持　［８］毛德兵，姚建国．适于巾小煤矿技术改造的几种采煤方法　续发展的新型工业化之路一高效、安全、洁净、结构优化　［Ａ］．中曰煤炭学会短壁机械化开采专、　委员会．高效、安　［ｃ］．北京：煤炭工业出版社，２００４．　全、洁净、结构优化，实现煤炭１：业的可持续发展［Ｃ］．太　［６］闫少宏，张利清．巾小煤矿安全高效开采的先进适用技术　原：山西经济出版社，２００５．　［Ｊ］．煤矿开采，２００６，ｌ】（４）：１９—２１．　［责任编辑：周景林］　（上接５０页）　径［Ｊ］．煤矿开采，２００８，　１３（６）：６－８．　［４］康红普，姜铁职，高富强．预应力在锚杆支护巾的作川［Ｊ］．　［６］王金华，康红普，高富强．　锚索支护传力机制与应力分布的　煤炭学报，２００７，３２（７）：６７３—６７８．　数值模拟［Ｊ］．煤炭学报，　２００８，３３（１）：１－６．　［５］林健，康红普．煤矿锚索预紧应力损失原因分析及解决途　［责任编辑：王兴库］　６２