摘要：某矿针对7244工作面顺槽的围岩特点，在高性能预拉力锚带网索基本支护的基础之上，配以另外两种支护技术手段，采用锚注喷联合支护方式，现场实践表明，该支护方式有效控制了巷道变形，增强了巷道支护的稳定性和完整性，而且有效地控制了水患，效果显著。
        关键词：锚注加固；联合支护；效果
        1 工作面概况
        某矿7214工作面位于第一水平四采区，北四采区上山右翼第二阶段，上部为7242工作面采空区，南边7243工作面正在回采。地面标高＋23.96～＋24.5m，工作面标高-336.0～-404.0m。工作面走向长740m，倾斜长140m；煤层为72煤，根据钻孔资料，72煤厚0.7～2.0m，平均厚1.6m，含0.2~0.5m厚的夹矸，煤层赋存倾角25o。7244工作面构造较简单，未揭露断层，但顶板破碎，易冒顶；另根据矿井72煤层采掘资料，瓦斯涌出量大，属于高瓦斯煤层。水文地质条件较复杂，老顶砂岩裂隙水发育，采掘过程中顶板出现滴水、淋水、涌水现象，对掘进影响很大，最大涌水量为20m3/h，正常涌水量15m3/h。煤尘有爆炸危险．煤层自自然发火倾向，地温高，地压大。
        巷道沿72煤层砂岩顶板掘进，如图1所示。从现场实际情况看，砂岩顶板岩层中间见软弱夹层，属砂岩泥岩互层，泥质程度较高；同时该砂岩顶板组分复杂，易风化变脆，在顶板微弱弯曲应力的作用下极易脆裂，顶板随即失去连续性和完整性。由于地压较大，掘进期间围岩变形量十分强烈，特别是两帮移近量较大；从施工现场来看，煤层倾角偏大，偏软破碎，掘进期间高帮变形较大，片帮严重，围岩控制相对较困难。采用爆破掘进，断面高帮底角处要破帮破底，对煤帮维护特别是高帮的完整性不利，且直接底为泥岩，稳定性差，巷道局部地段顶板的淋水，局部地段顶、帮的渗水，使顶板和帮部围岩泥化严重，不仅降低了岩层自身的强度，进一步破坏了顶板岩层和煤帮的稳定性，同时泥化的软弱岩层膨胀变形加剧，锚固层逐渐失效，不利于巷道的维护。
         2 巷道支护现状及存在问题
        1)该巷道原采用锚杆锚索联合支护、局部地段辅以矿用工字钢棚支护的方式，由于锚固长度不够，锚固区外岩层移动量大，致使巷道围岩整体向巷内移动很大。
        2)锚索5m的间距太大，仅起到微弱的补强作用，对围岩初期的变形根本未起到抑制作用，只有顶部围岩离层移动后锚索才起到悬吊作用，支护作用明显滞后；高帮侧锚索太大的间距造成巷帮两锚索之间中部围岩控制作用“失空”，煤岩体不协调变形．导致锚杆受强烈的剪切破坏，帮角锚杆破断失效较普遍，进一步减弱了高帮的支护，形成锚固区煤体整体移动，变形量较大。顶、帮均有渗水，局部地段顶板有较大淋水，使巷道弱质岩层大量快速泥化，锚固逐渐失效，巷道围岩急剧膨胀变形，巷道断面收缩严重，多数地段甚至出现局部冒顶，严重威胁巷道的正常掘进。
        4)矿用工字钢梯形支架承载力较低，不能有效控制两帮煤体的快速移近，在掘进期间即形成倒扎角，采用大断面预留变形时，顶梁跨度增加使支架的承载性能快速衰减，进一步降低了支护效果。目前的架棚施工工艺不能保证顶板三角区填实，棚梁接口结构不严不实，支架稳定性大大降低，顶梁约束小，两帮柱腿内扎时，梯形支架很容易失稳，导致垮棚。采用矿用工字钢对棚支护效果也不明显。
        5)锚杆和工字钢联合支护段，主要问题是刚度不匹配，不能同步协调承载。首先锚杆不能形成有效的初锚力，支护不及时，初期支护阻力偏低，因而不能有效控制初期的变形；其次，巷道围岩发生变形后，对工字钢形成压力，由于抗侧压能力极低，工字钢很快形成倒扎角，根本形不成有效的支护，因而对锚杆支护的作用很小或形不成加强支护效果，最终由于围岩变形过大，支护失效。
        3 合理支护参数设计
        根据该矿7：煤层的围岩条件和支护现状，经过对现场实际情况的分析研究，确定该工作面回采巷道采用锚注喷联合支护方案。
         巷道顶板采用6根M22×2400mm螺纹钢等强预拉力锚杆加4.1m长M4型钢带以及菱形金属网联合支护，高帮采用5根M22×2400mm螺纹钢等强预拉力锚杆加3.3m长M3型钢带及菱形金属网联合支护，每根锚杆采用2节Z2555型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间排距800mm×800mm。低帮采用3根M20×2200mm螺纹钢等强预拉力锚杆加1.3m长M3型钢带及菱形金属网联合支护，每根锚杆采用2节Z2555型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距为600mm×800mm。顶板每2排锚杆布置2套距离巷帮1.0m高预应力锚索系统，钢绞线规格为18.24mm×6.3m，垂直顶板方向再向外带15o~20o；锚索间距1800~2000mm，排距为1600mm，采用1节K2555快速树脂药卷和3节Z2555中速树脂药卷加长锚固。高帮每2排锚杆布置2套高预应力锚索梁系统，钢绞线规格为?18.24mm×4.8m，梁采用1.3m长的M4型钢带，锚索穿过钢带眼孔，两锚索间距1000mm，排距为1600mm，上下锚索分别与水平方向成＋30o、-30o扎向巷帮顶底板；下锚索距巷帮底板0.5m；每孔采用1节K2555快速树脂药卷和3节Z2555中速树脂药卷加长锚固。
        在无水区喷30～50mm混凝土防止煤岩体风化潮解；在顶、帮潮解区喷70～100mm混凝土；在顶、帮渗流区采用?15mm钢管制成长3000mm的注浆锚杆进行煤岩层内部注浆：注浆孔直径为42mm，孔深3.5m；钢管伸入孔底端1.5～2.0m长度内错开钻孔，孔径由大逐渐变小，前端孔径为8mm，后端孔径为4mm；采用新型堵水材料马丽散，每孔注4～8桶，注浆时间每孔20min左右。
        4 施工工艺及要求
        巷道顶板锚杆由巷道中部向两侧施工，巷道两帮锚杆由巷道上帮向下底角施工。施工工艺流程：钻巷道顶板中部锚杆孔→装树脂药卷→装组合好的锚杆→搅拌药卷→上紧锚杆螺母→依次完成其他的顶板锚杆；准备安装帮锚杆→钻帮锚杆孔→装树脂药卷→装组合好的锚杆→上紧锚杆螺母→依次完成其他的帮锚杆→用风动扳手上紧所有螺母→用连同丝将金属网连好。为方便工序及快速施工安装，顶锚索滞后迎头施工5～8m，锚索施工工艺流程：打顶板眼→送树脂药卷→搅拌树脂→拉钢绞线；注浆工艺：打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→喷70mm厚混凝土→注底角孔→注帮部孔→注顶板孔。注浆采用自下而上、左右顺序作业的方式，注浆作业滞后迎头10~20m进行。
        严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在-20～＋20mm内；要保证钻孔平、直，不出现台阶，孔壁要清洁，钻孔完成后，应反复冲刷直至孔内出清水，不留煤岩粉；保证锚杆具有较高的初锚力；丝扣外露≤30mm，确保锚杆上紧时，仍留有丝扣；网应封闭顶帮岩煤体，金属网搭接长度为100mm，接扣间距≤50mm。锚索钻孔必须保证钻孔直径、锚索直径、药卷直径合理匹配；保证钢绞线外露250～300mm：钻头为?27mm或?28mm，钻孔要直；锚索钻孔施工完毕后，立即安装药卷，搅拌时间20～30 s，时间不要过长或过短，应保证药卷搅拌充分；锚索锚固段用一些细铁丝做成毛刺，成“∝”型，同时在锚固段底部加挡环，辅以搅拌药卷，保证药卷的搅拌均匀到位。
        5 矿压监测
        为了观测锚杆支护效果，研究支护参数的合理性，需设置相应的测站，对围岩表面位移、顶板离层状况、锚杆载荷进行观测。
        采用测杆或测枪测量巷道相对变形量,从而判断巷道的稳定性；每隔50m安装1个顶板离层指示仪，共安装15个，监测顶板稳定性；安装20个锚杆压力枕以监测锚杆强度是否合适；采用扭力扳手检查锚杆安装质量。
        6 结论
        1)该矿复杂地质条件下采用锚注喷联合支护，以控制水患为核心，在高性能预拉力锚带网索基本支护的基础之上，配以另外两种支护技术手段，分步支护，内外兼治，达到治标又治本、治表又治里的最终目的；明显改善了巷道围岩的受力状态和巷道整体承载能力，有效地控制了巷道变形，确保了巷道的长期稳定，支护效果显著。
        2)喷射混凝土，不仅可以防止围岩表面风化，改善围岩表面性能，提高承载能力，而且在围岩中形成一定范围的非弹性变形区，使围岩的自支承能力得以充分发挥；另外，浆液封闭围岩表面后，顶板滴水和淋水现象减弱，大大改善施工现场作业环境；岩层内部注浆将岩层内的裂隙或破碎围岩胶结在一起形成完整岩体，提高围岩自身的承载能力，另一方面，使顶板涌永失去通道，减小顶板滴水和淋水现象。
        3)减少了巷道维修费用，降低了事故的发生几率，提高了社会效益和经济效益。
        参考文献：
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        3 张礼斌.回采巷道软弱破碎围岩锚注加固支护技术实践J.煤矿开采，20116(2)：40-41
        4 何满潮，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