柳新煤矿深部软岩煤巷锚网支护技术改进
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作者: 郭康等
【摘要】通过分析深部软岩煤巷的破坏机理和锚网支护失效原因，提出了软岩巷道控制的原则和支护方法，通过工业性试验深部软岩煤巷锚网支护技术的四种改进方案，选择了最佳的组合支护方案，在现场取得了较好的应用效果。
【关键词】深部；软岩；锚网支护；组合支护
1、软岩煤巷锚网支护失效原因分析
柳新煤矿开采大倾角煤层，随着矿井采深的逐渐增加，巷道断面加大，地质条件日益复杂，矿压逐年呈现递增趋势，巷道围岩应力升高，围岩类型日渐变差，特别是煤巷高帮由于掏空面积大，锚杆拉断、剪断、折弯和螺母托盘脱落现象较多，巷道变形量不断加剧，两帮及顶底板均产生较大收缩，且变形速度快。
究其失效原因，综述如下：
（1）地质条件引发围岩性质变化：下石盒子组1、2煤为“三软”煤层，顶底板岩性主要为页岩和砂页岩，局部有泥岩或炭质泥岩伪顶，顶板岩体结构松散，节理发育，强度低，且抗水浸和抗风化能力差，易软化；岩石抗压及抗变形能力差顶板为不稳定岩层，属易冒落的松散顶板。煤岩层倾角大，巷道埋深大，围岩应力升高，极易失稳。
（2）局部巷道处在地质构造带上，受淋水影响：掘进工作面过向斜的转折部位时，周边断层发育，且断层富含水，不利于巷道掘进和顶板管理，受断层等地质构造影响，岩石裂隙发育，层间滑移构造较多，也易形成导水通道，直接顶泥岩在水的弱化侵蚀作用下强度降低，易发生蠕变，巷道变形加剧。
（3）巷道高帮受地压影响最大：柳新煤矿设计采煤工作面上下顺槽一般跟煤层顶板施工，而由于煤岩层倾角较大（20～35°），势必造成巷道两帮一高一矮，一般两帮高度相差1～2m。煤巷高帮由于掏空面积大，受水平应力和重力影响最大，加上墙高导致有时施工难度大，质量不易保证，支护极易失效，锚杆拉断、剪断、折弯和螺母托盘脱落现象较多，顶帮连接处一般最先出现离层和片帮，下坠形成网兜。
2、深部软岩煤巷支护原理与支护选择
2.1 松软岩巷道支护原理
软岩层巷道支护的着眼点应放在充分利用和发挥自承能力上。支护原理是：根据岩层不同属性，不同地压来源，从分析地压活动基本规律入手，运用信息化设计方法，使支护体系和施工工艺过程不断适应围岩变形的活动状态，以达到控制围岩变形、维护巷道稳定的目的。具体的说，有以下几个方面：
1）必须改变传统的单纯提高支护刚度的思想，支护结构及强度应与加固围岩、提高围岩自承能力相结合，与围岩变形及强度相匹配，实践证明，单纯提高支护刚度的做法是难以奏效的；
2）必须采取卸压、加固与支护相结合的方法，统筹考虑、合理安排，对高应力区，要卸得充分，对大变形区，要让得适度，对松散破碎区，要注意整体加固，对巷道围岩整体要支护住。
2.2深部软岩巷道支护方法
巷道支护方法主要有两种，主动支护和被动支护。主动支护主要是锚网梁索联合支护、注浆支护等，被动支护主要是架棚支护， 喷浆支护等。现国内外深部软岩主要采用组合支护，一种是以主动支护为主的支护方式，主要是锚喷支护、反拱加固、注浆加固、套棚加固。另一种是以被动支护为主的支护方式，主要是架棚后注浆加固等。
3、深部软岩煤巷锚网支护改进方案
3.1 深部软岩煤巷支护改进方案
设计南一采区2118工作面煤巷采用锚梁网索联合支护，工作面两道正常断面为不规则四边形，锚杆选用左旋无纵筋等强螺纹锚杆，锚杆规格为顶部Φ20mm×2200mm，两帮Φ18mm×1800mm，锚杆间排距700mm×700mm，采用树脂药卷加长锚固，锚固长度1000mm。锚索规格为Φ15.24mm×9000mm，“单单双”布置，间距1400mm，排距1400mm，锚索破断载荷240～260kN，延伸率3.5%，托板规格为300mm×180mm ，即用18#槽钢长300mm，中间加焊150×150×10mm的钢板，钢板眼孔Φ16.5mm，居于托板中间，采用树脂药卷加长锚固，锚固长度1500mm。
为解决柳新矿深部大倾角煤巷锚杆支护失效难题，减少巷道维护量，加长巷道维修周期，确保矿井采掘工作面正常接替，针对原煤巷锚杆支护设计导致顶帮部支护强度和刚度不够，及施工质量不到位容易失效的弊端，现选用即将掘进的2118工作面溜子道为试验巷道，对矿井深部软岩煤巷锚网支护技术加以改进。
方案一：缩小间排距，加大锚杆支护密度
将锚杆间排距由700mm×700mm更改为650mm×650mm，锚索间距也相应改为1300mm，排距为1300mm，选用锚梁网索的其它参数不变。
方案二、原方案间排距不动，加大锚杆和锚固长度
为加大支护强度和刚度，顶锚杆规格更改为Φ22mm×2400mm，两帮改为Φ20mm×2200mm，锚杆间排距700mm×700mm不变，采用树脂药卷加长锚固，锚固长度1500mm。锚索托板规格更改为400mm×180mm ，即用18#槽钢长400mm，中间加焊180×150×10mm的钢板，钢板眼孔Φ16.5mm，居于托板中间，锚索托板垂直于巷道走向放置，安装前找平周围50mm煤（岩）面；锚索采用树脂药卷加长锚固，锚固长度2000mm。
方案三：采用组合支护，原设计断面每排加套一棚
原设计锚梁网索联合支护不变，断面更改为拱形支护，在此基础上每排加套一棚U型支架，（断面为半圆拱形，净宽3400mm，直墙净高1200mm，中高2900mm），分成三节，腿长为2820mm，梁长为3460mm，搭接长度400mm。
方案四、采用组合支护，在方案一的基础上每排加套一棚
原设计锚梁网索联合支护不变，断面更改为拱形支护，在此基础上每排加套一棚U型支架，（断面为半圆拱形，净宽3400mm，直墙净高1200mm，中高2900mm），分成三节，腿长为2820mm，梁长为3460mm，搭接长度400mm。
3.2 深部软岩煤巷锚网支护改进实施及观测方案
南一采区2118工作面溜子道开窝施工过10m皮带机头后，开始每隔60m依次实施我矿深部软岩煤巷锚网支护三种改进方案，试验段全长180m，并按规定（每隔15m设1个测站）设点采用“十字”测量法或相交法进行巷道围岩变形观测，通过巷道围岩变形观测，对比三种改进支护方案效果，再通过进一步优化改进，最终确定矿井深部软岩煤巷锚网支护实施方案，在深部采区所有软岩煤巷推广。
结 语
1、短期来看，主动支护的锚杆直径、长度、间排距对支护效果有明显的一定的影响，其中锚杆长度的敏感影响度最大，锚杆间排距，锚杆直径敏感度较低；主被动相相合的的U型钢和锚杆的组合支护，控制矿压变形的效果非常明显，但成本较高。
2、通过一段时间的分析：正常支护的巷道已经开始修复，成本也接近U型支架支护加固巷道成本，而且修复影响正常的生产计划和接续。
3、单纯的主被动支护，通过边际分析，支护投入不是投入的越高越好，需要找寻“技术上可行，安全上可靠，经济上合理”支护方案。单纯从控制矿压的角度来分析组合支护的效果好。综合变形量和成本分析方案三较优。
参考文献
[1] 中国煤矿锚杆支护技术培训教材[M].煤炭工业煤矿支护培训中心，2005.
[2] 何满朝，孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京：科学出版社，2004，4.
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