不稳定残余支承压力下注浆锚索支护技术在沿空掘巷的应用

李仲辉 李付臣 李 华

（兖州煤业股份有限公司鲍店煤矿，山东省邹城市，273500）

不稳定残余支承压力下注浆锚索支护技术在沿空掘巷的应用

李仲辉 李付臣 李 华

（兖州煤业股份有限公司鲍店煤矿，山东省邹城市，273500）

由于采掘接替紧张，鲍店煤矿103下03工作面轨道巷在上区段回采完毕后不待采空区顶板活动稳定即留小煤柱沿空掘进。在不稳定残余支承压力影响下，巷道掘进期间即出现大变形，且进入变形稳定期煤帮流变性显著。分析认为，窄煤柱被严重破坏后承载能力的减弱，是导致煤帮流变性显著的主要原因。在原支护的基础上，采用注浆锚索对窄煤柱进行了二次支护，巷道围岩得到有效控制，回采期间巷道断面满足生产要求。

残余支承压力 沿空掘巷 巷道支护 注浆锚索

沿空掘巷一般是在临近工作面采空区顶板活动稳定后开始掘进，巷道受侧向关键顶板破断结构保护，通过留设合理宽度的煤柱，使巷道处于应力降低区，采用高强螺纹钢树脂锚杆支护技术可以取得较好的支护效果。鲍店煤矿由于采掘接替紧张等原因，有时来不及等到顶板活动稳定即开始下区段回采巷道的掘进，在不稳定残余支承压力影响下，巷道两帮掘进影响期间即发生较大变形，进入变形稳定期后流变性显著，传统的锚网索支护不能满足支护要求。因此，研究此类巷道围岩变形破坏机理并针对性地提出围岩控制技术具有重要的意义。

1 工程概况

1.1 围岩地质概况

鲍店煤矿103下03工作面走向长1300m，倾斜宽180m。煤层平均厚度3.25m，推进方向的右侧为103下02采空区，轨道巷在靠近103下02工作面带式输送机巷侧留3m窄煤柱沿顶板掘进，且在103下02工作面回采结束后仅两个月就开始掘进，轨道巷宽5m，高3.3m。煤层顶底板情况见表1。

表1 煤层顶底板情况表

1.2 原支护参数

103下03工作面轨道巷采用锚网索支护，支护参数如下：

（1）顶板采用6根ø22mm×2400mm高强度螺纹钢锚杆，配合金属网、钢筋梯联合支护，间排距800mm×900mm，每孔使用两卷树脂锚固剂。另外，每隔2排施工1组ø22mm×5000mm锚索，锚索间排距为3200mm×2700mm，每孔使用两卷树脂锚固剂。

（2）两帮采用4根ø20mm×2000mm高强度螺纹钢锚杆配合金属网、钢筋梯联合支护，帮锚杆间排距800mm×900mm，每孔使用一卷树脂锚固剂。另外，沿空侧帮部每隔2排施工1根ø22mm×3500mm锚索，排距为2700mm，每孔使用一卷树脂锚固剂。非沿空侧帮部每隔2排施工2根ø22mm×5000mm锚索，间排距为1200mm×2700mm，每孔使用两卷树脂锚固剂。

2 围岩变形特征及原因分析

2.1 表面位移特征

在距103下03工作面轨道巷开口100m、200 m、350m、450m处分别布置表面位移测站1＃站、2＃站、3＃站和4＃站，采用“十字法”观测。根据表面位移观测结果分析，该巷道变形破坏具有以下特征：

（1）掘进期间变形量大，稳定时间长。巷道掘出后围岩剧烈变形，两帮移近速度超过30mm／d，顶板下沉速度超过5mm／d；1周后变形有所缓和，但两帮移近速度仍大于20mm／d，顶板下沉速度4 mm／d左右；巷道掘出1个月后，变形才趋于稳定，两帮移近量达到500mm，顶板下沉100mm。

（2）变形稳定期煤帮流变性显著。巷道掘出两个月后，两帮移近速度仍不小于5mm／d，个别段甚至保持10mm／d的移近速度。

（3）煤帮变形量远大于顶板。巷道掘出两个月后，各测站两帮移近均在600mm以上，最大达到800mm；各测站顶板下沉量均不超过250mm，且下沉速度小于2mm／d。

2.2 老顶破坏特征

在距巷道开口370m处顶板设一钻孔，通过TYGD10型钻孔探测仪观测老顶内部破坏情况，巷道掘出不同时间的老顶裂隙发育变化较大。老顶裂隙的发育过程说明巷道掘进期间老顶处于不稳定状态，巷道掘出时老顶比较完整，无纵向裂隙，随后老顶不断回转下沉，纵向裂隙发育，形成较大裂隙，最终老顶发生断裂。

2.3 巷道变形原因

103下03工作面轨道巷开始掘进时，巷道围岩大结构状态如图1所示，此时弧形三角块B一端受巷道上方直接顶的支撑并与岩体A咬合，另一端与岩块C相咬合。岩块B、C构成的铰接结构处于不稳定状态，将回转下沉，直至得到下部冒落矸石的支撑。岩块B回转下沉所需空间通过挤压巷道围岩小结构来获得，因而岩块B回转下沉过程中始终伴随着巷道围岩小结构的剧烈变形，这正是103下03工作面轨道巷掘进期间变形量大的主要原因。

图1 老顶侧向悬臂梁不稳定结构图

岩块B触矸后，受到直接顶和采空区冒落矸石的有力支撑，同时受到岩体A和岩块C的夹持，达到图2所示的稳定状态。此时，虽然巷道围岩大结构处于稳定状态，但巷道煤帮已受到严重破坏，尤其是护巷窄煤柱，在巷道开掘后即完全进入塑性区，承载能力低，流变性显著。老顶岩块的回转下沉使煤柱浅部破碎区向煤柱深部塑性区扩展，部分锚杆因失去着力基础而失效，锚杆对煤柱加固作用的减弱，促进了煤柱破碎区的发展，导致煤柱承载能力进一步减弱，实体煤帮受力增大，在高支撑压力作用下破坏严重，且进入变形稳定期后流变性显著。

图2 弧形三角块稳定结构图

3 支护对策

巷道在掘进期间已发生较大变形，为了防止回采期间巷道断面过小而影响正常生产，需对巷道进行二次支护。由于巷道变形以两帮为主，顶板较为完整；而实体帮的显著流变性，又是缘于窄煤柱承载能力降低，二次支护的重点应是增强窄煤柱的承载能力。由于窄煤柱破坏比较严重，不能给锚杆或锚索提供坚实的着力基础，单纯打锚杆或锚索不能起到加固煤柱的作用，故采用双股笼形注浆锚索对窄煤柱进行加固。

4 双股笼形注浆锚索加固技术

4.1 作用机理

双股笼形注浆锚索技术一方面利用水泥浆液把窄煤柱中各种弱面充实，并把弱面和四周煤体重新胶结起来，提高煤柱的整体性；另一方面水泥浆液把锚杆和煤体之间的裂隙充实，使因煤体破碎锚固力减弱甚至失效的锚杆重新发挥锚固作用。水泥浆液实现了双股高强度笼形锚索的全长锚固，在锚索的压应力作用下，其锚固范围内的煤体被压缩而形成一个整体。

4.2 加固方案

采用的双股笼形锚索单股钢绞线公称直径15.24mm、强度1860MPa，破断载荷不低于250kN。锚索长2300mm，锚深2000mm，外露不超过300mm。锚索间排距为1500mm×1500mm，最上部一排锚索距顶板700mm。采用ø35mm树脂锚固剂对锚索进行端锚，锚索托盘长200mm、宽200mm，采用厚15mm的12＃槽钢制作，巷道加固锚索布置如图3所示。

图3 注浆锚索布置断面图

5 锚注效果

表面位移观测结果如表2所示，对窄煤柱进行二次支护后，两帮最大移近量小于250mm，顶板最大下沉量小于60mm。在进入工作面超前支护段前，巷道宽度不小于4000mm，高度不小于2700mm，巷道断面能够满足生产要求。受工作面超前压力影响时，通过打单体支柱超前支护，巷道变形也得到了很好的控制。说明采用注浆锚索对窄煤柱补强支护方案合理，能有效控制围岩变形，确保生产安全。

表2 103下03轨道巷位移观测结果

6 结论

（1）沿空巷道顶板弧形三角块的回转下沉是导致掘进期间巷道围岩剧烈变形的主要原因；而窄煤柱破坏后承载能力的降低导致实体煤帮受力增大，是变形稳定期煤帮流变性显著的主要原因。

（2）采用双股笼形注浆锚索对窄煤柱进行二次支护，提高窄煤柱的承载能力， 能有效控制回采期间巷道围岩的变形，确保巷道断面满足生产要求。

（3）巷道表面位移观测和钻孔探测仪的联合应用，可以有效观测巷道围岩结构状态，为探究巷道失稳机理提供一种新的方法。

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Application of grouting anchor cable supporting technology under unstable residual bearing pressure in roadway driving along next goaf

Li Zhonghui，Li Fuchen，Li Hua
（Baodian Coal Mine，Yanzhou Coal Mining Co.，Ltd.，Zoucheng，Shandong 273500，China）

Because of the tension of mining－excavation relay，the working for track roadway of 103lower03working face in Baodian Mine has driven along next goaf only remaining small coal pillar before goaf roof movement is stable after the stoping in last section was finished.Under unstable residual bearing pressure，roadway deformation happens during excavation and the rheological property of sidewall is obvious during steady deformation period.According to the analysis，the decreased bearing capacity of the heavily－damaged narrow coal pillar has resulted in the obvious rheological behavior.Based on original support，the narrow coal pillar is supported secondly by using grouting anchor cable.Then the surrounding rock deformation is kept under control and the size of roadway section meets the production demands during coal extraction.

residual bearing pressure，roadway driving along next goaf，roadway support，grouting anchor cable

TD353

A

李仲辉（1958－），男，山东滕州人，高级工程师，现任兖矿集团鲍店煤矿矿长。

（责任编辑 张毅玲）