[摘要] 该方案关键技术手段锚杆高预应力施加技术，实践表明给锚杆施加高预应力是恢复和改善围岩应力状态的有效途径；基于围岩强化控制原理，建立了高预拉力、高刚度、高强度“三高”锚杆强化支护技术体系、基于实时监控的动态系统设计方法，形成了多种新型强化支护手段。
在岩体中开掘巷道，原岩的应力平衡状态遭到破坏，在巷硐围岩的应力重新分布的过程中，巷硐周围的岩石应力会发生显著变化。当巷硐围岩周边的应力值小于岩体极限强度时，围岩周边只产生不大的弹性变形，巷道处于稳定状态，基本上不需要支护，只需采取一定技术措施，防止受爆破松动的围岩冒落或风化，如在巷硐周边喷浆等。当巷硐围岩周边的应力值大于岩体的极限强度时，巷道周边岩石将产生非弹性变形，出现巷硐冒顶、片帮、顶板下沉、底板膨胀、两帮外凸等现象，因此必须对巷道进行支护，如果支架选型不当或强度不够，也会引起支架的变形或破坏。
近距离跨采主体巷道受采动影响，围岩受到二次破坏，原有支护强度不足时，必然引起围岩产生弹性变形，破坏巷道的稳定性，因此采前对巷道围岩采用“锚索+锚杆”组合支护方式，组成高强度的支护进行补强支护，从而降低巷道受采动影响的破坏程度，从而保证巷道的正常使用。
1、项目概况
杨庄煤矿矿井井田位于闸河煤田最南端；东部以31勘探线以西250m为界,与濉溪县土型煤矿相连；西部以第一勘探线与李楼煤矿相邻；南部以煤层露头为界（-40～-70m）；北部（深部到-800m）与朱庄矿为界。井田走向长为9.0 Km，倾斜宽6.0 Km，井田面积为35 Km2（经井田拐点坐标测算）。
2、工程简介
III51副暗斜井和III51人行斜井均布置于WⅢ5110工作面底板中，两条巷道与上部煤层及工作面的平面位置示意图如图1所示。
III51副暗斜井倾角13°，III51人行斜井倾角12°，两巷道层位相差不大，与WIII5110工作面层间距50~85m，煤岩层岩性柱状图如图1-4所示，两巷道围岩为砂岩、粉砂岩。
III51副暗斜井断面为B×H=4.6m×3.8m，III51人行斜井断面为B×H=4.3m×3.8m，两巷道间距40m，原有支护以锚喷为主，Ф16-L2500mm圆钢锚杆，喷层厚度约50mm，部分地段喷层掉落，存在轻微变形。
图1、测站安设总体平面示意图 图2、巷道支护参数示意图
（图中尺寸为净断面）
3、双暗斜井加固设计
1) 巷道顶帮采用III级左旋螺纹钢超强预拉力锚杆L=2.2mM4型钢带、Ф6mm冷拔电弧焊钢筋网联合支护，锚杆规格为M22-Ф20-L2500mm，每根锚杆配套Ф28钻孔、两节Z2570型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距1000mm，排距1000mm。钢带沿走向方向铺设，钢筋网规格1200mm×2400mm，沿走向方向铺设，利用钢带和锚杆将网压实，压茬量不小于100mm，且重叠部分必须被钢带完全压住。
2) 锚索按“3-2-3”方式布置，其中一排为3根锚索时锚索间距1500mm，一排为2根锚索时锚索间距为1000mm。钢绞线规格为Ф17.8mm×6000mm。每孔采用一节K2335快速树脂药卷和三节Z2350中速树脂药卷加长锚固，以保证锚固效果；托盘采用400mm×400mm的大托盘。
巷道加固范围如图2所示。（注：中顶的锚杆和锚索均位于巷道的中线位置，图中为区别两者而在作图时稍微错位。）
4矿压监测
2011年3月，我矿联合中国矿业大学锚杆强化支护课题组，在WIII5110工作面回采期间对III51副暗斜井和III51人行斜井进行了为期1个多月的矿压观测，主要观测WIII5110工作面回采产生较强的动压作用对双暗斜井巷道围岩稳定性的影响。矿压观测从围岩表面收敛、深部岩层位移规律，锚杆索受力情况及深部围岩裂隙情况四个方面进行了测站布置，取得了大量原始数据，并进行了详细的分析研究，研究结果对此类条件下的其他巷道具有指导作用。
4.1 测站设置
本次矿压观测采用多断面定点观测法。测站分别安设于III51副暗串车斜井和III51副暗人行斜井（图1），III51副暗串车斜井安设巷道表面收敛断面和液压枕断面分别各3处；III51副暗人行斜井安设巷道表面收敛断面、液压枕断面和巷道深部围岩位移观测断面分别各5处、深孔钻孔窥视断面4处。各阶段测站安设平面分布及测站处的支护形式，如上图1所示。
4.2 巷道表面收敛规律
通过矿压观测，杨庄矿双暗斜井八个测点处的两帮变化实测规律如图3，通过分析发现
1）KD6和KD1受采动影响时间最长，两帮累计最大移近量分别为3mm和24mm，顶底板累计最大移近量分别为8mm和46mm。串车斜井KD7的两帮移近量相对而言也比较大达到7mm..
2）行人斜井各测点的变化都未稳定，但串车斜井变化比较平缓，其中串车斜井顶板临水浸泡底板，矿车运输反复碾压底板可抵消部分底臌量。
3）KD5测点数据显示顶底板和两帮不但不收敛，反而出现巷道扩容现象，具体原因有待调查。
(a) 副暗人行斜井表面收敛规律图 (b) 副暗串车斜井表面收敛规律图
图3 各测点两帮位移变化规律图
4.3 巷道深部围岩位移规律
由于KD2处钻孔闭合，故深部位移测点没有设在KD2处；因巷道右帮管路较多，安设和观测多点位移计都不方便，故只设了左帮的多点位移计和顶板多点位移计。通过1个多月的观测，发现3m深部的巷道围岩位移量最大，证明此范围围岩基本松散破碎，其中KD1—KD5（除KD2）的累计位移量分别为：219mm，240mm，745mm和800mm。其次是5m深部的围岩位移量也比较大，分别为（除KD2）：771mm，14mm，286mm和577mm，而4m深处的巷道位移量非常小最大处在KD5测点处，才40mm。这证明巷道围岩5m范围内的，受上部强采动影响基本处于塑性区，这样锚索加固的长度必须大于5m.
由图4中各基点的位移量变化曲线可得出以下规律：结合以往液压枕观测规律，帮下受力>肩窝受力>顶板受力。也就是说帮部锚杆的读数是最大的。从图4-a也可看出，受采动影响后，右帮下和左帮下锚杆受力最大，分别为14.2MPa和10MPa。这证明顶板的力传递给帮部，进而传递给底板，引起底臌。
（a）副暗人行斜井KD2液压枕变化规律图 （b）副暗串车斜井KD7液压枕变化规律图
图4 双暗斜井液压枕变化规律图
4.4 深部钻孔窥视围岩破坏程度分类
根据钻孔窥视观测的围岩内部的破坏程度，将孔内围岩的破坏程度分为严重破碎（围岩呈大块状）、中等破碎（围岩呈中等块度）、轻度破碎（围岩呈碎鱼鳞状）、松散、离层（或裂隙）、完整共六种情况。
1) 从钻孔窥视情况看，在KD2处，顶板6m有一个受剪切力导致的离层，并且5m范围内松散破碎较严重（如下图），这说明顶板锚索加固长度必须大于6m。
2) 从钻孔临水情况看，临水层高度不大于3m.
5、效果分析及效益分析
通过该方案的实施，该工作面比原设计延长了近400m，最大限度的回收主体上山保护煤柱，减少了浪费；缓解了工作面接替准备的压力；摆脱了工作面布置受已掘巷道的局限，使得工作面布置简单化；为后期工作面跨巷道布置提供了有力依据。
1、采前加固保持了巷道原有轮廓，稳定了围岩，避免了采后加固破坏巷道原有形状及围岩松动后再次加固的弊端。
2、采前加固成本约1000元/m，采后加固成本约1500元/m，加固长度800m，节约成本40万元。
3、如采后加固，一旦来压，势必对巷道造成破坏，出现片帮、掉顶，影响日常行人、运输，且修护时安全系数低，影响正常的安全生产。
结束语
支护的作用在于改善围岩稳定状况和控制围岩运动的发展速度，以维护安全的工作空间。强调围岩是承受地压的主要结构，设置人工支护只是为了改善和提高围岩自身支持能力。围岩不仅是施载物体，又是承载结构体，围岩承载圈和支护体是组构巷道的统一体，是一个力学体系，是同时承受铅垂与水平作用力的厚壁圆筒，巷道的开掘与支护都要为保持与改善围岩的自持能力服务。
参考文献
[1] 孟海军. 极近距离跨采底板巷道稳定性研究[D]. 山东科技大学, 2010 .
[2] 金桃,陈阳,许磊. 层间距对采空区下巷道稳定性影响分析[J]. 煤矿安全, 2011,(07) .
[3] 李青海,秦忠诚. 极近距离工作面跨采合理岩柱高度的模拟分析[J]. 中国科技信息, 2009,(04) .
[4] 胡艳峰. 近距离煤层群开采底板巷道围岩控制技术研究[D]. 中国矿业大学, 2008 .
|
