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摘 要：东滩煤矿1306轨道顺槽为综放大断面厚顶煤巷道，回采过程中顶板离层量大，部分地段发生过大面积锚杆、锚索破断现象，巷道两帮出现明显的剪切滑移大变形，帮顶基角处破坏严重。本文基于综放大断面厚顶煤巷道围岩破坏特征，分析其主要影响因素：上覆围岩裂隙发育存在明显不稳定的软弱夹层、区内应力异常、前期支护不合理等；提出高预紧力锚杆索协同强化控制原理及技术，关键在于顶板高性能锚杆预应力支护技术、高帮部桁架支护技术、帮顶基角“斜拉”锚索梁支护技术等，较好解决了综放大断面煤巷支护技术难题，回采期间断面收缩率控制在30%以内，为工作面安全高效回采提供了必备条件。
关键词：厚顶煤 综采 大断面 协同支护 高预紧力
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）03（c）-0072-04
随着我国经济的快速发展，煤炭开采规模也迅速扩大，为满足矿井运输、通风等安全高效生产的需要，巷道断面不断加大。加之近年我国煤矿开采条件日趋复杂，深井大断面厚顶煤巷道由于其跨度比较大，两帮、顶板为煤层，巷道围岩强度较低，尤其还要受采动的影响，围岩变形量和破裂范围都很大，严重影响矿井的安全高效生产[1～3]。此类巷道采用锚杆支护技术时表现为围岩变形量大、顶板安全状况差两大特点，特别是高煤帮在高应力作用下极易出现剪切滑移失稳，支护体系时常发生破断、撕裂等现象，甚至出现大面积支护失效[4～6]，成为制约综采（放）工作面产量的最主要因素。本文以东滩煤矿深井高应力、大跨度、复杂厚顶煤煤巷为工程背景，系统分析大断面巷道围岩失稳的关键因素及变形规律，提出科学合理的控制对策，有效地解决了该类巷道支护难题。
1 综放大断面巷道围岩特征及支护难点
1.1 巷道围岩特征
1306综放工作面煤层厚度8.61～9.40 m，平均9.01 m，煤层稳定，3煤底板之上2.98～3.80 m，含一层泥岩夹矸，厚0.30～0.80 m，f=3～4；煤层具体情况见图1综合柱状图。
1.2 支护难点分析
（1）区内应力异常。
根据现场情况，试验巷道1306轨道顺槽曾发生大面积锚杆、锚索破断现象。通过破断锚索照片可以看出，破断处有明显径缩现象，并且钢绞线出现弯曲变形，可知锚索除承载顶板垂直应力外，同时受水平方向应力作用后围岩扭曲错动，对锚索造成横向剪切力破坏，锚索在承受垂直拉力及水平剪切力的共同作用后发生频繁破断现象，图2所示。
由于受高应力影响，特别是高水平应力作用，煤层巷道高煤帮出现水平剪切滑移变形甚至是剪滑失稳的状况[7]，两帮出现向巷道中间整体移动，如图3所示。
（2）顶板结构复杂。
上覆围岩裂隙发育，存在明显不稳定的软弱夹层。通过钻孔窥镜观测围岩情况图4所示，巷道顶板以上2.5～2.8 m范围含一层3上煤标志层夹矸，围岩破碎、离层，窥镜观测有明显塌孔、离层现象；另外在以上5～5.5 m范围3上煤顶板煤岩结合面处有明显围岩破碎、离层现象。这些软弱夹层的存在导致支护参数和强度不合理时极易出现离层，甚至顶板大面积下沉，从而引发锚杆、锚索破断现象。
（3）前期支护不合理。
①顶板锚杆长度偏短。巷道实际掘进宽度达到5.6 m，且顶板2.5 m～2.8 m位置有明显的软弱夹层，而顶板锚杆长度仅为2.4 m，使得锚杆锚固区边缘无法有效控制，锚固区未予围岩形成整体结构，锚杆锚固区整体下沉，锚杆未发生明显破坏，反而引起了顶板深部锚索大面积破断[8～9]。
②顶板锚索位置过于靠近顶板中央，不利于控制顶板离层。锚索支护作用是在锚杆锚固区承载基础上进一步挤压组合加固顶板，而单纯靠锚索去悬吊锚杆锚固区不太现实，现场大面积锚索破断就已经证明了这点。
③帮部煤体支护整体性偏弱，无法形成顶板稳定承载基础。由于巷道高度较大，虽煤体硬度尚可，但仅施工5根单体锚杆与金属网联合支护的形式，未形成整体护表结构，强度偏低，使顶板承载结构失去了稳定基础。
④锚杆支护与锚索加强支护作为主要承载系统没有实现协调变形，锚索强化作用未发挥。通过已掘巷道锚杆、锚索让压管变形情况观测，锚杆让压管基本未发现变形现象，应力集中区域主要是锚索破断；通过窥镜观测结果得出，围岩破碎离层带主要集中在顶部锚杆端头上方，超出了锚杆锚固范围。锚杆系统没有发挥其作用，大部分压力都由锚索系统承担，但效果很差。
2 综放大断面巷道围岩强化控制原理及技术
2.1 强化控制原理
随着支护材料、机具及工艺的进步，高强预应力树脂锚杆支护技术在国内外获得广泛的应用，就是以锚杆杆体材料和树脂锚杆技术、施工机具的进步为基础，实践证明在不断探索软岩支护机理的同时，通过支护手段的创新、升级常常可以解决很多实际问题。强化支护技术体系包括三个方面[10～12]。
（1）强化锚杆自身承载能力：高性能预拉力锚杆向超强锚杆方向发展，以实现高强度、高刚度、高预紧力和高可靠性。超强的锚杆杆体、超大的托盘、超大扭矩阻尼的螺母是提高锚杆支护结构承载性能的关键，要配以气动扳机实现50～100 kN的预紧力，并能够保持长时高荷载的工作状态。
（2）强化被锚固围岩强度：锚杆支护可以提高锚固体破坏前和破坏后的力学参数，改善被锚固体的力学性能，实现对不同形态及破裂程度的岩体强度的直接提高；通过提高径向应力及应力在径向的增加速度，促使围岩由二向应力状态向三向应力状态转化，从而达到提高围岩强度的目的；通过注浆提高破裂岩体的强度和整体力学性能。
（3）强化围岩承载结构：针对层状赋存特点、岩体不均衡性产生的弱化区补强，促成围岩承载结构的形成或强化，包括含弱面或软弱夹层的顶板离层控制，以及对帮角岩体破坏区、软弱煤体、开放的底板等采取加固措施。 2.2 强化控制技术
在锚杆、锚索协同强化支护系统中，预应力是重要参数，对锚杆施加合理大小的预应后，层状顶板可能会形成顶板预应力结构或者组合梁结构，提高巷道围岩的稳定性。再利用预应力锚索的协调作用，将巷道周边的集中应力向深部围岩转移，从而调动深部稳定围岩控制浅部破碎围岩。避免锚杆、锚索单独承载，才能达到协同支护的效果，顶板锚杆预紧力矩应不小于400 N·m，帮锚杆预紧力矩应不小于300 N·m。
（1）顶板高预紧力锚杆索：及时给锚杆或其它支护构件以很高的张拉力，并传递到层状顶板，使顶板岩层在水平应力作用下处于横向压缩状态，形成“刚性化”的压力自撑结构，从而阻止高水平应力对顶板围岩体的破坏，消除或大大减缓弱面离层现象，同时减缓两帮围岩的应力集中程度和岩体破坏现象，从根本上维持围岩稳定。
（2）帮部高预应力锚索梁（桁架）：在帮部采用桁架支护技术，以顶底角围岩的相对稳定区作为锚固点，对帮部围岩主动施加横向约束，控制帮部浅部岩体滑移失稳，使实体煤侧大变形得到有效限制，窄煤柱侧的完整性和抗回转剪切能力得到明显提高，有力维护巷道围岩结构整体框架稳定性。若小煤柱侧帮施工桁架效果不好则采用两排走向锚索梁控制其变形。
3 工程实践
3.1 支护参数设计
东滩煤矿1306轨道顺槽断面为梯形断面，S荒=20.4 m2，S净=18.62 m2，巷道净高H=3.8 m，是典型的复杂破碎顶板下综放巷道，其变形破坏具有如下几个明显的特点：
（1）煤层地质构造复杂，煤层结构赋存条件多变。
（2）顶煤厚度较大，基本在4～5 m，中间含有软弱夹层或弱面，锚固效果差。
（3）煤帮含有0.5 m厚的泥岩夹层，高应力作用下结构面剪切滑移严重。
（4）区域内应力较为复杂，具有冲击倾向，锚杆锚索破断十分频繁。
（5）掘进阶段变形比其它采区沿空巷道变形有明显增加。
（6）煤柱帮部支护结构整体性不强时，对帮部控制作用差，导致帮部位移非常大。
针对上述大断面综放沿空巷道围岩特点失稳机理，设计如图5所示的支护方案。
3.2 试验结果
通过对1306轨顺巷道围岩变形量的检测，顶底位移量最大为471 mm，平均移近量为225.8 mm。顶板下沉移近量最大为118 mm，平均移近量为57.3 mm。底板鼓起移近量最大为403 mm，平均移近量为176.5 mm。两帮移近量最大为445 mm，平均移近量为248 mm。不采帮移近量最大为301 mm，平均移近量为167.3 mm。采帮移近量最大为190 mm，平均移近量为76.5 mm。变形量均处于允许的范围内，取得了良好的效果，巷道支护实照如图6所示。
4 基本结论
（1）综放大断面巷道由于其跨度比较大，两帮、顶板均为煤层，巷道围岩强度较低，尤其还要受采动影响，沿空巷道煤柱侧会受到强烈的压缩和侧向回转作用后，极易发生高煤帮的剪切滑移失稳现象。
（2）针对东滩矿3煤综放沿空巷道（留小煤柱沿空掘巷）实际情况，提出了强化控制技术思想，形成了具体的锚杆索性能协同强化控制技术。关键在于顶板高性能锚杆预应力支护技术、高帮部桁架支护技术、帮顶基角“斜拉”锚索梁支护技术，高低帮锚杆索非对称支护技术等，该技术能充分协调锚杆（索）系统的组成要素、要素各性能之间的协同控制作用，保证支护体的结构稳定性。
（3）高预紧力锚杆索协同强化支护原理及相应的强化控制技术较好解决了综放大断面煤巷支护技术难题，回采前帮顶无维修，回采期间断面收缩率控制在30%以内，满足了设备布置、通风、运输、行人以及工作面端头维护和正常推进的要求，为工作面安全高效回采提供了必备条件。
参考文献
[1] 张百胜，康立勋，杨双锁.大断面全煤巷道层状顶板离层变形模拟研究[J].采矿与安全工程学报，2006，23（3）：264-267.
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[3] HOU C J.Review of roadway control in soft surrounding rock under dynamic pressure[J].Journal of Coal Science & Engineering，2003，9（1）：1-7.
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[5] 康红普，王金华，林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报，2007，32（12）：1233-1238.
[6] 肖同强，柏建彪，王襄禹，等.深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制[J].岩土力学，2011，32（6）：1874-1880.
[7] 孙晓明，张国锋，蔡峰，等.深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策[J].岩石力学与工程学报，2009，28（6）：1137-1143.
[8] HOU Chao-jiong，Review of Roadway Control in Soft Surrounding Rock under Dynamic Pressure[J].Journal of Coal Science & Engineering，June 2003，9（1）：1-7.
[9] 张农，袁亮.离层破碎型煤巷顶板的控制原理[J].采矿与安全工程学报，2006，23（1）：34-38.
[10] 张农，高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报，2004，33（5）：524-527.
[11] 刘长武，郭永峰.锚网（索）支护煤巷顶板离层临界值分析[J].岩土力学，2003（24）：231-234.
[12] 侯朝炯，勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J].岩石力学与工程学报，2000，19（3）：342-345.
关键词：厚顶煤 综采 大断面 协同支护 高预紧力
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）03（c）-0072-04
随着我国经济的快速发展，煤炭开采规模也迅速扩大，为满足矿井运输、通风等安全高效生产的需要，巷道断面不断加大。加之近年我国煤矿开采条件日趋复杂，深井大断面厚顶煤巷道由于其跨度比较大，两帮、顶板为煤层，巷道围岩强度较低，尤其还要受采动的影响，围岩变形量和破裂范围都很大，严重影响矿井的安全高效生产[1～3]。此类巷道采用锚杆支护技术时表现为围岩变形量大、顶板安全状况差两大特点，特别是高煤帮在高应力作用下极易出现剪切滑移失稳，支护体系时常发生破断、撕裂等现象，甚至出现大面积支护失效[4～6]，成为制约综采（放）工作面产量的最主要因素。本文以东滩煤矿深井高应力、大跨度、复杂厚顶煤煤巷为工程背景，系统分析大断面巷道围岩失稳的关键因素及变形规律，提出科学合理的控制对策，有效地解决了该类巷道支护难题。
1 综放大断面巷道围岩特征及支护难点
1.1 巷道围岩特征
1306综放工作面煤层厚度8.61～9.40 m，平均9.01 m，煤层稳定，3煤底板之上2.98～3.80 m，含一层泥岩夹矸，厚0.30～0.80 m，f=3～4；煤层具体情况见图1综合柱状图。
1.2 支护难点分析
（1）区内应力异常。
根据现场情况，试验巷道1306轨道顺槽曾发生大面积锚杆、锚索破断现象。通过破断锚索照片可以看出，破断处有明显径缩现象，并且钢绞线出现弯曲变形，可知锚索除承载顶板垂直应力外，同时受水平方向应力作用后围岩扭曲错动，对锚索造成横向剪切力破坏，锚索在承受垂直拉力及水平剪切力的共同作用后发生频繁破断现象，图2所示。
由于受高应力影响，特别是高水平应力作用，煤层巷道高煤帮出现水平剪切滑移变形甚至是剪滑失稳的状况[7]，两帮出现向巷道中间整体移动，如图3所示。
（2）顶板结构复杂。
上覆围岩裂隙发育，存在明显不稳定的软弱夹层。通过钻孔窥镜观测围岩情况图4所示，巷道顶板以上2.5～2.8 m范围含一层3上煤标志层夹矸，围岩破碎、离层，窥镜观测有明显塌孔、离层现象；另外在以上5～5.5 m范围3上煤顶板煤岩结合面处有明显围岩破碎、离层现象。这些软弱夹层的存在导致支护参数和强度不合理时极易出现离层，甚至顶板大面积下沉，从而引发锚杆、锚索破断现象。
（3）前期支护不合理。
①顶板锚杆长度偏短。巷道实际掘进宽度达到5.6 m，且顶板2.5 m～2.8 m位置有明显的软弱夹层，而顶板锚杆长度仅为2.4 m，使得锚杆锚固区边缘无法有效控制，锚固区未予围岩形成整体结构，锚杆锚固区整体下沉，锚杆未发生明显破坏，反而引起了顶板深部锚索大面积破断[8～9]。
②顶板锚索位置过于靠近顶板中央，不利于控制顶板离层。锚索支护作用是在锚杆锚固区承载基础上进一步挤压组合加固顶板，而单纯靠锚索去悬吊锚杆锚固区不太现实，现场大面积锚索破断就已经证明了这点。
③帮部煤体支护整体性偏弱，无法形成顶板稳定承载基础。由于巷道高度较大，虽煤体硬度尚可，但仅施工5根单体锚杆与金属网联合支护的形式，未形成整体护表结构，强度偏低，使顶板承载结构失去了稳定基础。
④锚杆支护与锚索加强支护作为主要承载系统没有实现协调变形，锚索强化作用未发挥。通过已掘巷道锚杆、锚索让压管变形情况观测，锚杆让压管基本未发现变形现象，应力集中区域主要是锚索破断；通过窥镜观测结果得出，围岩破碎离层带主要集中在顶部锚杆端头上方，超出了锚杆锚固范围。锚杆系统没有发挥其作用，大部分压力都由锚索系统承担，但效果很差。
2 综放大断面巷道围岩强化控制原理及技术
2.1 强化控制原理
随着支护材料、机具及工艺的进步，高强预应力树脂锚杆支护技术在国内外获得广泛的应用，就是以锚杆杆体材料和树脂锚杆技术、施工机具的进步为基础，实践证明在不断探索软岩支护机理的同时，通过支护手段的创新、升级常常可以解决很多实际问题。强化支护技术体系包括三个方面[10～12]。
（1）强化锚杆自身承载能力：高性能预拉力锚杆向超强锚杆方向发展，以实现高强度、高刚度、高预紧力和高可靠性。超强的锚杆杆体、超大的托盘、超大扭矩阻尼的螺母是提高锚杆支护结构承载性能的关键，要配以气动扳机实现50～100 kN的预紧力，并能够保持长时高荷载的工作状态。
（2）强化被锚固围岩强度：锚杆支护可以提高锚固体破坏前和破坏后的力学参数，改善被锚固体的力学性能，实现对不同形态及破裂程度的岩体强度的直接提高；通过提高径向应力及应力在径向的增加速度，促使围岩由二向应力状态向三向应力状态转化，从而达到提高围岩强度的目的；通过注浆提高破裂岩体的强度和整体力学性能。
（3）强化围岩承载结构：针对层状赋存特点、岩体不均衡性产生的弱化区补强，促成围岩承载结构的形成或强化，包括含弱面或软弱夹层的顶板离层控制，以及对帮角岩体破坏区、软弱煤体、开放的底板等采取加固措施。 2.2 强化控制技术
在锚杆、锚索协同强化支护系统中，预应力是重要参数，对锚杆施加合理大小的预应后，层状顶板可能会形成顶板预应力结构或者组合梁结构，提高巷道围岩的稳定性。再利用预应力锚索的协调作用，将巷道周边的集中应力向深部围岩转移，从而调动深部稳定围岩控制浅部破碎围岩。避免锚杆、锚索单独承载，才能达到协同支护的效果，顶板锚杆预紧力矩应不小于400 N·m，帮锚杆预紧力矩应不小于300 N·m。
（1）顶板高预紧力锚杆索：及时给锚杆或其它支护构件以很高的张拉力，并传递到层状顶板，使顶板岩层在水平应力作用下处于横向压缩状态，形成“刚性化”的压力自撑结构，从而阻止高水平应力对顶板围岩体的破坏，消除或大大减缓弱面离层现象，同时减缓两帮围岩的应力集中程度和岩体破坏现象，从根本上维持围岩稳定。
（2）帮部高预应力锚索梁（桁架）：在帮部采用桁架支护技术，以顶底角围岩的相对稳定区作为锚固点，对帮部围岩主动施加横向约束，控制帮部浅部岩体滑移失稳，使实体煤侧大变形得到有效限制，窄煤柱侧的完整性和抗回转剪切能力得到明显提高，有力维护巷道围岩结构整体框架稳定性。若小煤柱侧帮施工桁架效果不好则采用两排走向锚索梁控制其变形。
3 工程实践
3.1 支护参数设计
东滩煤矿1306轨道顺槽断面为梯形断面，S荒=20.4 m2，S净=18.62 m2，巷道净高H=3.8 m，是典型的复杂破碎顶板下综放巷道，其变形破坏具有如下几个明显的特点：
（1）煤层地质构造复杂，煤层结构赋存条件多变。
（2）顶煤厚度较大，基本在4～5 m，中间含有软弱夹层或弱面，锚固效果差。
（3）煤帮含有0.5 m厚的泥岩夹层，高应力作用下结构面剪切滑移严重。
（4）区域内应力较为复杂，具有冲击倾向，锚杆锚索破断十分频繁。
（5）掘进阶段变形比其它采区沿空巷道变形有明显增加。
（6）煤柱帮部支护结构整体性不强时，对帮部控制作用差，导致帮部位移非常大。
针对上述大断面综放沿空巷道围岩特点失稳机理，设计如图5所示的支护方案。
3.2 试验结果
通过对1306轨顺巷道围岩变形量的检测，顶底位移量最大为471 mm，平均移近量为225.8 mm。顶板下沉移近量最大为118 mm，平均移近量为57.3 mm。底板鼓起移近量最大为403 mm，平均移近量为176.5 mm。两帮移近量最大为445 mm，平均移近量为248 mm。不采帮移近量最大为301 mm，平均移近量为167.3 mm。采帮移近量最大为190 mm，平均移近量为76.5 mm。变形量均处于允许的范围内，取得了良好的效果，巷道支护实照如图6所示。
4 基本结论
（1）综放大断面巷道由于其跨度比较大，两帮、顶板均为煤层，巷道围岩强度较低，尤其还要受采动影响，沿空巷道煤柱侧会受到强烈的压缩和侧向回转作用后，极易发生高煤帮的剪切滑移失稳现象。
（2）针对东滩矿3煤综放沿空巷道（留小煤柱沿空掘巷）实际情况，提出了强化控制技术思想，形成了具体的锚杆索性能协同强化控制技术。关键在于顶板高性能锚杆预应力支护技术、高帮部桁架支护技术、帮顶基角“斜拉”锚索梁支护技术，高低帮锚杆索非对称支护技术等，该技术能充分协调锚杆（索）系统的组成要素、要素各性能之间的协同控制作用，保证支护体的结构稳定性。
（3）高预紧力锚杆索协同强化支护原理及相应的强化控制技术较好解决了综放大断面煤巷支护技术难题，回采前帮顶无维修，回采期间断面收缩率控制在30%以内，满足了设备布置、通风、运输、行人以及工作面端头维护和正常推进的要求，为工作面安全高效回采提供了必备条件。
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