［摘要］针对回坡底煤矿1021巷道顶板破碎严重，巷道围岩变形大的问题，分析原有支护方案的弊端，提出了围岩锚杆协同锚固技术方案。在改进后的方案下，巷道围岩变形及变形速率都得到了有效地控制，保证了工作面的安全回采。
［关键词］顶板破碎；围岩锚杆协同锚固技术；围岩变形；变形速率
0引言
破碎顶板支护一直是煤矿安全生产的难题，不同地质状况下顶板破碎状况不同，支护方案也有较大差异［1-3］。针对回坡底煤矿1021巷道顶板破碎的问题，提出了协同锚固技术，有效控制了围岩的变形，为安全生产提供了重要保障。
1工程概况
回坡底煤矿1021巷道掘进与开切眼贯通后，形成完整的11-102回采工作面，构成了完整的运输系统和通风系统。1021巷道地质储存状况如下：目前11-102工作面采用后退式顺序回采11#煤，煤层的直接顶为平均厚度3.6m泥岩，底板岩性为平均厚度2.5m泥岩，老顶为平均厚度2.5m粉砂岩。东一采区11-102综采工作面结合相邻10-103综采工作面及上分层已采10-102综采工作面布置情况，同时结合东一采区相邻已采11-105综采工作面布置情况及回采期间的顶板压力分布影响分析，11-102综采工作面为10-102综采工作面下组煤，考虑受到上分层10-102综采工作面（已采）及相邻工作面（10-103综采工作面）回采期间的采动压力分布影响，为进一步减轻工作面顺槽巷道在掘进期间所受上分层已掘巷道顶板的压力，11-102综采工作面采用11-1021巷内错上分层10-1021巷10m（中至中）布置，现场11-1021巷与原10-1032巷留设40m（中至中）保安煤柱。11-1021巷受上层煤采空区、10-103工作面采动以及顶板淋水影响，其顶板较为破碎，围岩破碎情况严重。因此，为保证11-102工作面通风和运输顺畅以及人员安全，有必要开展巷道围岩锚杆协同锚固技术研究。
2协同锚固方案设计
2.1巷道原支护方案及存在问题。1021巷道原支护方案如下：（1）对于泥岩顶板采用规格800mm×800mm的锚索挂网+钢筋梯进行永久支护，并通过间排1600mm×2400mm锚杆加强支护。（2）顶板临时支护以锚索铺设为基准，在中线位置及距离中线1.5m的位置分别布置3根长3.2m的锚索进行临时支护。（3）为了防止巷道两帮发生严重变形，两帮采用锚杆挂网的方式进行支护，锚杆规格为18mm×2000mm，间排距为800mm×850mm。具体支护方法如下：左、右帮在距离顶板约200mm的位置架设第1根锚杆，然后按照排距850mm依次安装锚杆，最后1根锚杆距离底板约700mm；锚杆支护后保证滞后迎头距离<1.4m的距离。（4）对于锚杆支护，每根锚杆使用3卷树脂锚固剂锚固，帮补锚杆则使用1卷树脂锚固剂锚固。在此支护方案基础上，回坡底煤矿在2019年8月发生了一次冒顶事故，虽然没有造成人员伤亡，但是严重影响了生产的安全进行。经过大量的实际调研及工作人员的经验交流，发现原有支护方案并不能与围岩形成协同控制作用，因此导致岩层离层现象严重，当岩层受力过大时，锚杆出现折断现象，致使支护范围不断缩短，最终导致了冒顶事故的发生。
2.2协同锚固方案设计。为了达到安全高效生产的目的，结合矿井围岩岩性及变形情况，回坡底煤矿提出高强度、高预紧锚固力、低密度的支护设计理念，协同锚固方案设计如图1所示。协同锚固具体方案如下：（1）为了提高巷道锚杆支护的强度和刚度，锚杆规格更换为准20mm×2500mm高强度锚杆，锚索规格更换为准18.9mm×8200mm，顶板锚杆的钻孔以中线为基础，以均匀对称的方式向两帮延伸，位于巷道拐角处的锚杆架设确保与垂直方向的夹角在30°～45°，顶板共铺设6根锚杆，间排距如图1所示。（2）巷道左帮锚杆间距为900mm，排距为800mm，共架设3个锚杆，巷道底角锚杆距离底板的距离>350mm，且与水平方向的夹角在30°～45°，上角锚杆水平方向的夹角维持在15°左右。因为巷道左帮为高帮，为了减少对采煤机回采工作的影响，左帮锚杆采用玻璃钢锚杆保证支护的强度；巷道右帮锚杆间距为800mm，排距为800mm，共架设3个锚杆，巷道底角锚杆距离底板的距离>350mm，且与水平方向的夹角处于30°～45°，上角锚杆与水平方向的夹角维持在15°左右。（3）锚索之间的间距为1800mm，排距为1600mm，位于巷道中线的锚索采用竖直方向安装，靠近巷道顶板拐角处的锚索需保证与垂直方向的夹角维持在30°，与巷道两帮的距离控制在500mm范围内，充分发挥锚索的斜拉作用，在施工过程中，需加强对巷道拐角处钻孔角度的监测，这是协同锚固方案控制围岩变形的关键。（4）锚杆采用钢筋梯纵向连接方式，连接示意如图1（b）所示。因为1021巷道顶板破碎严重，且为复合顶板，所以采用连续连接的方式。（5）根据生产实际情况，工作面在回采过程中有轻微的底鼓现象且顶板破碎严重，因此必须严格按照锚固方案设计进行施工。
3巷道协同锚固效果
协同锚固方案用于控制1021巷道围岩变形，新方案实施后，通过监测巷道围岩变形数据来评价支护效果。本次监测以顶板沉降量及顶板沉降速率、两帮收敛量及两帮收敛速率、底板鼓起量及底板鼓起速率3个大方面进行评价，选取具有代表性的3个测点数据绘制围岩变形随时间的变化规律，如图2所示。本次监测时间维持90d，确保每天都进行位移的测量，从图2中可以看出，不同测点监测到的位移变化量虽然有差异，但是整体的变化规律一致。在监测天数为80d的时候，顶板下沉量、两帮收敛量以及底板鼓起量都达到最大值，分别为92、86、83mm，变形速率则在27d后均明显变小，最终降为0，表明在整个工作面回采的过程中，高强度、高预紧力锚杆的协同支护作用始终控制着围岩的变形，确保了安全生产的顺利进行。在监测的90d内，巷道变形量较小，未发生冒顶事故，证明了该支护方案的可行性。
4结语
回坡底煤矿1021巷道顶板破碎严重，在原支护方案下，巷道发生冒顶事故，为了保证回采工作的安全进行，提出高强度、高预紧锚固力、低密度的协同锚杆支护理念，在锚杆锚索合理间距的布置及巷道拐角处严格的施工要求下，完成了协同锚固方案的设计，通过不同测点巷道围岩的变形量及变形速率的数据观察，得到协同锚固方案有效控制的巷道围岩的变形量和变形速率，为安全回采提供了保障。
［参考文献］
［1］杨军，石海洋，齐干.巷道底角锚杆控制底鼓机理及选型试验［J］.采矿与安全工程学报，2016，33（4）:643-648.
［2］龙景奎，蒋斌松，刘刚，等.巷道围岩协同锚固系统及其作用机理研究与应用［J］.煤炭学报，2012，37（3）:374-378.
［3］刘刚，龙景奎，刘学强.巷道稳定的协同学原理及应用技术［J］.煤炭学报，2012，37（12）：1975-1980.
作者:刘林鹏 单位:山西大同大学煤炭工程学院
