董俊康
（西山煤电建筑工程集团有限公司，山西 太原 030053）
巷道掘进前围岩应力处于多向平衡状态，掘进开始后由于采动条件和掘进应力等诸多因素的影响，围岩原有的应力平衡状态被打破，转变为二向或单向应力状态，造成巷道围岩稳定性下降，具体表现包括顶板破碎、底板上鼓、两帮变形量过大等。上述围岩失稳现象不仅会给巷道的掘进质量以及掘进效率带来影响，也会引发顶板垮塌等矿井事故，给操作人员的人身安全造成威胁。现阶段巷道通常采取传统的单一的锚杆或锚索的支护方式，根据松动圈理论可知掘进过程中破碎围岩在应力的作用下会形成一定范围的围岩松动圈，如果锚杆锚索的锚固区域处于松动圈范围内，则会对锚固质量产生较大影响，包括难以有效传递预应力、无法对应力区围岩进行悬吊、组合拱支护作用、原有支护方案难以有效发挥效果等。因此，对于掘进应力导致的围岩破碎变形问题，应当建立有效的支护手段、降低围岩变形量、提升巷道掘进效率。本文选取西山煤电集团某矿9102 运输顺槽作为分析对象，对掘进过程中围岩的破碎问题制定了合理的支护措施和解决方案。
西山煤电集团某矿9102 运输顺槽在整个采区的南部，其四周分别为采空区、井田边界、综采工作面以及三条大巷。
运输顺槽全长为1 154 m，断面的长度为4.2 m、高度为4.2 m，采区煤层特点为：煤层储量较大，煤层均厚为1.69 m，直接顶由砂质泥岩组成，均厚为3.14 m；
基本顶组由石灰岩和细粒砂岩组成，均厚为8.6 m，具体内容如表1 所示。
表1 9 号煤层顶底板岩性汇总
当前9102 运输顺槽采用锚杆（索）+钢带联合支护的支护方式，锚杆采用反麻花式锚杆，每排锚杆的数量为5 根，锚杆的长度为2.0 m、直径为18 mm，相邻锚杆间的距离为1 m，两排锚杆间的距离为1 m。锚索长度为5.3 m、直径为17.8 mm，相邻锚索间的距离为1.8 m，两排锚索间的距离为3 m。
2.1 巷道掘进现状
当前巷道掘进采用的掘进机型号为EBZ200，已掘进距离为462 m。掘进至455 m 处时遇到F7 断层，断层布置平面如图1 所示。断层属于逆断层，断层倾角为42°，高度为1.7 m；
断层对围岩的整体性和变形量产生了一定影响，也改变了巷道围岩的应力分布，所以在掘进至断层附近时巷道顶板下沉量显著增加，局部最大下沉量达到0.45 m；
掘进至断层后，顶板逐渐出现冒漏现象，冒漏高度为1.4 m，现有支护方式对围岩变形和破碎的控制效果难以满足实际要求，部分区域出现支护失效现象[1]。
图1 9102 运输顺槽F7 断层布置平面图
2.2 巷道顶板破碎成因分析
1）围岩稳定性：已知巷道的直接顶由岩与泥岩组成，顶板整体性较差、强度硬度较低、围岩裂隙容易因掘进过程而逐渐发育，其普氏硬度约为1.5，由此可见其受应力分布变化的影响较大。经过现场调查能够发现，围岩存在局部离层现象，由此导致离层区域在掘进过程中会由于掘进应力导致一定的剪切破坏现象出现，降低了围岩的稳定性和整体性。
2）构造应力影响：F7 断层构造应力在断层处释放。应力释放过程中两帮围岩在拉应力的作用下变形量显著增加。
3）原支护强度低：掘进至断层区域后，顶板下沉破碎现象较为严重，形成了较大范围的围岩松动圈，数据分析后得出围岩松动圈直径约为2.2 m，当前的锚杆长度仅为1.8 m，因此锚固区域必然在围岩松动圈范围内，降低了锚杆的锚固效果；
此外由于顶板的钢带型号为M型，强度较低且支护范围较小，因此对于顶板的下沉量控制难以起到足够的效果。
3.1 锚杆（索）参数优化
1）顶板锚杆支护优化：为了加强锚杆锚固的作用效果，选用无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆长度为2.5 m、直径为22 mm，相邻锚杆间的距离为1 m，两排锚杆间的距离为1 m，最大屈服强度能够达到450 MPa。
2）顶板钢带优化：支护钢带选用W 型钢带，其优势在于截面形状抗压效果较好，钢带长度为4.2 m、宽度为0.28 m。
3）顶板锚索支护优化：此前的锚索支护方式为点性支护，支护效果较差，因此将其更换为线性恒阻锚索支护，实现锚索的联动支护，具体方式为每排锚索的数量为3 根，锚索长度为6 m、直径为21.8 mm，相邻锚索间的距离为1.5 m，两排锚索间的距离为3 m。
3.2 桁架锚索支护
3.2.1 支护原理
锚索支护首先通过锚固剂将锚索固定在指定位置的实现钻孔区域之中，随后对锚索施加预应力，通过锚索将预应力传递至围岩中，达到锚杆悬吊和应力组合梁的作用目标。但是由于9102 运输顺槽断层围岩破碎较为严重，难以对顶板施加主动应力；
此外桁架支护在锚索支护的作用下，会出现一个斜向上的分力，抵消顶板应力破坏效果。
3.2.2 支护工艺
1）当前采用的桁架锚索主要构成零部件包括：桁架托杆、预紧张拉器以及桁架锚索等，其中桁架锚索长度为4.0 m、直径为17.8 mm，数量共计2 根，托杆两端加工为圆柱体，确保托架对顶板具有足够的支撑作用。
2）相邻桁架锚索间的距离为2.0 m，和顶板夹角为75°两侧夹角保持一致，钻孔直径为30 mm，深度为6.0 m，锚固工作应当和钻孔工作同步进行。
3）每排锚索两侧外露部分加设桁架托杆，通过预紧张拉器施加预紧力，确保桁架托杆和顶板的预紧效果。
3.3 超前管棚支护
为了避免掘进过程中掘进应力造成顶板破碎现象，在掘进开始前首先加设超前管棚起到预先支护的作用。
1）超前管棚选用中空无缝钢管，管棚长度为3.5 m、直径为35 mm，每排管棚的数量为15 根，相邻管棚的距离为0.3 m，管棚两端设置成尖端形式，便于固定。
2）根据管棚的放置位置在巷道顶板对应位置钻孔，钻孔同巷道顶板垂直，直径为40 mm，孔深为3.8 m。钻孔完毕后将管棚放入其中，巷道掘进过程中管棚对顶板起到一定的支护效果，有效避免了围岩破碎给掘进工作带来的影响。
3）超前管棚支护安装过程中，需要采用激光定位的方式，确保施工管棚的一致性，单根管棚施工过程中角度差应当控制在3°以内[2]。
直到2021 年10 月3 日，该运输顺槽掘进距离为540 m，整体已通过F7 断层应力影响区。断层应力影响区掘进过程中，在460 m 和475 m 处设置2 个顶板离层仪，在450～460 m 范围内适用原始的支护方式，通过离层仪检测不同支护方式的离层情况，进行不同支护方式的效果对比，经过20 d 现场观察能够发现：
1）原始的支护方式下，巷道0～9 d 顶板下沉量显著增加，最大下沉量能够达到0.38 m；
9～17 d 顶板下沉量逐渐减小；
16 d 后逐渐稳定，最终下沉量稳定在0.45 m，其结果如图2 所示。通过现场测试进行支护效果验证，发现锚杆的支护失效情况十分严重，失效率高达15%。
图2 应力破碎顶板支护优化前后下沉量变化曲线
2）联合支护方式下，巷道0～8 d 顶板下沉量逐渐增大，最大下沉量能够达到0.14 m；
8～14 d 联合支护的方式显著降低了顶板的下沉量；
14 d 后下沉量逐渐稳定，最终稳定在0.19 m。原有的顶板锚杆失效概率较高的现象得到了显著控制，失效率降低至每25根锚杆仅有1 根失效。
1）9102 运输顺槽锚杆支护方案的优化避免了原有方案存在的支护强度较低、支护质量较差、围岩变形量难以控制等诸多问题，显著提升了锚杆支护组合拱以及悬吊作用。
2）断层应力区顶板使用桁架锚索支护方式后，提升了顶板的整体性，避免了掘进过程导致围岩松动圈面积扩大，避免了离层和顶板破碎等现象的出现导致锚杆支护效果难以发挥。
3）加设超前管棚支护后，实现了巷道掘进过程的主动支护和超前支护，避免了掘进应力造成围岩破碎量增加、裂隙发育以及整体性较差等现象，也避免了巷道掘进过断层区域时由于支护不及时造成的顶板冒漏、片帮等现象。
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