肖家平，韓 磊，周 波，柴永興

(1.淮南職業(yè)技術(shù)學(xué)院，安徽 淮南 232001; 2.霍州煤電集團(tuán)有限責(zé)任公司，山西 霍州 034000)

煤層開采后引起上覆巖層的移動(dòng)和變形，同時(shí)也引起底板巖層的破碎程度加劇，且隨著距開采煤層距離的增加而逐步衰減[1]。當(dāng)上開采煤層和相鄰煤層層間距出現(xiàn)變化時(shí)，對(duì)下鄰近層開采的影響也會(huì)發(fā)生明顯變化[2]，特別是當(dāng)層間距縮小到一定值時(shí)，上鄰近層開采對(duì)下鄰近層頂板破壞更加明顯。具體體現(xiàn)在巖層裂隙發(fā)育、松散破碎，同時(shí)導(dǎo)致上鄰近層及底板的積水通過裂隙進(jìn)入下鄰近層巷道，淋水對(duì)下鄰近層巷道圍巖裂隙發(fā)育的影響顯著增大。

中國礦業(yè)大學(xué)深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室曾作了地下水對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性影響的研究，也只是涉及對(duì)巷道圍巖的控制方法研究，但淋水對(duì)下鄰近層巷道圍巖裂隙發(fā)育的機(jī)理研究，目前還沒有完全弄清。為了弄清采動(dòng)應(yīng)力及淋水對(duì)鄰近層巷道圍巖影響，以團(tuán)柏煤礦為例，分析近距離煤層上鄰近層開采過程中采動(dòng)應(yīng)力及淋水對(duì)下鄰近層頂板穩(wěn)定性影響規(guī)律，并分析采取的穩(wěn)固控制技術(shù)措施。

1 地質(zhì)概況

團(tuán)柏煤礦11-101工作面煤層埋藏深度300～357m，煤層厚3.1～3.3m，平均3.2m，煤層傾角2°～6°，平均4°。該工作面上部為10號(hào)煤層采空區(qū)， 11號(hào)煤層和10號(hào)煤層之間為粉砂巖，平均厚度為5.4m。10號(hào)煤層已開采完畢，其直接頂為2.2m的粉砂巖和1.1m的9煤層，層面可見泥巖成分，具裂隙，裂隙呈半充填；其基本頂為9.65m的K2灰?guī)r，深灰色，塊狀，堅(jiān)硬，裂隙中充填方解石脈，中部為0.4m泥巖，詳見煤層地質(zhì)綜合柱狀圖1。

圖1 煤層綜合柱狀

由于10號(hào)煤層開采過程中采動(dòng)應(yīng)力對(duì)11號(hào)煤層頂板(亦即10號(hào)煤層底板)產(chǎn)生了一定程度的破壞影響，致使巖層強(qiáng)度有所下降，裂隙逐漸發(fā)育，弱結(jié)構(gòu)明顯增加[3]。11號(hào)煤層的巷道穿過10號(hào)煤層殘留煤柱區(qū)域，由于煤柱區(qū)域巷道的支承壓力高，若設(shè)計(jì)工作面巷道處于10號(hào)煤層工作面煤柱影響較近范圍內(nèi)，巷道則受到煤柱集中應(yīng)力作用，導(dǎo)致11號(hào)煤層的巷道圍巖處于高應(yīng)力區(qū)。11-101工作面巷道布置見圖2。

圖2 11-101工作面巷道布置

2 上部煤層開采對(duì)底板圍巖影響

2.1 底板圍巖應(yīng)力分布情況

為簡化計(jì)算，假設(shè)煤壁支承壓力峰值位置到前方壓力影響邊界，即在其整個(gè)彈性范圍內(nèi)，應(yīng)力符合線性規(guī)律變化[4]，其應(yīng)力集中度qlp為：

(1)

式中，x1為煤壁到支承壓力影響邊界的距離，m ；x0為煤壁到支承壓力峰值位置的距離，m；k為應(yīng)力集中系數(shù)，3.0；γ為采場上覆巖層的平均容重，2500kg/m3；H為煤層埋藏深度，340m。

工作面開采后，煤壁后的采空區(qū)垮落巖石被逐漸壓實(shí)[5]。依據(jù)團(tuán)柏煤礦的生產(chǎn)情況，上部10號(hào)煤層開采結(jié)束時(shí)限達(dá)到15個(gè)月，則垮落充分后的采空區(qū)處于穩(wěn)定狀態(tài)，其穩(wěn)定后的圍巖應(yīng)力作為均布載荷進(jìn)行分析，則煤層開采后采空區(qū)底板的載荷應(yīng)力集中度qcp為:

qcp=γ(H-M)

(2)

式中，M為上部煤層開采厚度，2.7m；γ為采場上覆巖層的平均容重，2500kg/m3；H為煤層埋藏深度，340m。

2.2 采動(dòng)引起底板破壞深度的分析

煤體邊緣一定范圍內(nèi)的底板巖體，當(dāng)作用其上的支撐壓力達(dá)到或超過臨界值時(shí)，巖體將發(fā)生塑性變形，形成塑性區(qū)[6]；當(dāng)支撐壓力達(dá)到導(dǎo)致部分巖體完全破壞的最大載荷時(shí)，支撐壓力作用區(qū)域周圍的巖體塑性區(qū)將連成一片，造成采空區(qū)底板隆起，已發(fā)生塑性變形的底板巖體向采空區(qū)內(nèi)移動(dòng)，并形成一個(gè)連續(xù)的滑移線場，與未造成塑性破壞的巖體之間呈現(xiàn)滑移面。此時(shí)，滑移界面內(nèi)的底板巖體遭到的破壞最為嚴(yán)重[7]。

對(duì)于長壁工作面，根據(jù)塑性區(qū)的邊界理論，由支承壓力影響而形成底板屈服破壞深度h可以由圖3支承壓力所形成的底板破壞深度計(jì)算得到[8]。由文獻(xiàn)[8]可知，底板巖層的最大破壞深度hmax為：

Ⅰ—主動(dòng)極限區(qū)；Ⅱ—過度極限區(qū)；Ⅲ—被動(dòng)極限區(qū)；l1-采動(dòng)應(yīng)力平衡區(qū)；l2—采動(dòng)應(yīng)力降低區(qū)；ro—工作面距應(yīng)力最高區(qū)距離，m。圖3 支承壓力所形成的底板破壞深度

根據(jù)極限平衡理論計(jì)算的煤壁塑性區(qū)寬度x0為：

(4)

由式(3)、式(4)可知底板損傷深度hσ為：

(5)

式中，M為上部煤層開采厚度，2.7m；k為應(yīng)力集中系數(shù)，3.0；γ為采場上覆巖層的平均容重，2500kg/m3；H為煤層埋藏深度，340m；C為煤體的黏聚力，3.01MPa；φ為煤體的內(nèi)摩擦角，32°；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦系數(shù)，f=tanφ；ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)，ξ=(1+sinφ)/(1-sinφ)；φf為底板巖層內(nèi)摩擦角，34°；pi為i處壓力。

由公式(5)計(jì)算可得出底板損傷深度hσ為0.7m。

3 淋水作用對(duì)巷道頂板穩(wěn)定性分析及試驗(yàn)研究

11-101工作面水文地質(zhì)條件復(fù)雜，主要充水水源為10號(hào)煤采空區(qū)積水和K2灰?guī)r水。10號(hào)煤采空區(qū)積水位于11號(hào)煤上部6.5m，隨著工作面掘進(jìn)，采空區(qū)積水會(huì)通過錨索、錨桿和頂板裂隙流入工作面，是工作面掘進(jìn)期間主要水源，隨著采動(dòng)的影響，造成淋水更為嚴(yán)重，K3灰?guī)r位于11號(hào)煤底板下33m處，存在導(dǎo)水構(gòu)造和底板薄弱帶，有發(fā)生突水傾向。

在頂板淋水的影響下，巷道頂板裂隙發(fā)育程度較高，且圍巖發(fā)生膨脹變形，應(yīng)力增大，進(jìn)而應(yīng)力集中范圍增大，在淋水作用下其頂板圍巖強(qiáng)度也有所降低；則在采動(dòng)影響下其超前支撐壓力及側(cè)向支撐壓力更容易導(dǎo)致圍巖破壞、變形，進(jìn)而引發(fā)透水災(zāi)害。

11-101工作面回采巷道掘進(jìn)后頂板出現(xiàn)淋水，但尚不明顯，頂板沒有發(fā)生明顯離層和下沉現(xiàn)象。但在工作面回采階段，頂板巖層裂隙發(fā)育顯著，并逐漸貫通，受上部10號(hào)煤采空區(qū)積水及采動(dòng)影響，水在巷道頂板巖層裂隙中向巷道空間方向流動(dòng)。在距回采工作面350m處時(shí)，巷道頂板曾出現(xiàn)淋水和掉渣現(xiàn)象。

11號(hào)煤掘進(jìn)過程中，要隨時(shí)掌握頂板10號(hào)煤采空區(qū)水害的威脅程度，必要時(shí)要進(jìn)行放水，以杜絕水害威脅。

工作面周圍煤(巖)層預(yù)計(jì)瓦斯涌出量、煤層發(fā)火期、煤塵爆炸性情況：根據(jù)2016年團(tuán)柏煤礦瓦斯等級(jí)鑒定報(bào)告，結(jié)合鄰近工作面瓦斯涌出量情況，預(yù)計(jì)周圍煤(巖)層最大瓦斯絕對(duì)涌出量為0.09m3/min，最大CO2涌出量為0.51m3/min。

根據(jù)2016年煤層爆炸性、自燃性鑒定報(bào)告得知：11號(hào)自然發(fā)火期65d，自燃傾向性等級(jí)為Ⅱ類，自燃傾向性性質(zhì)為自燃。11號(hào)煤層有煤塵爆炸性。

由于11號(hào)煤層工作面開采期間，10號(hào)煤層采空區(qū)部分低洼點(diǎn)積水，低洼點(diǎn)積水通過層間巖層裂隙滲流到11號(hào)煤層巷道，對(duì)工作面頂板裂隙發(fā)育產(chǎn)生較大影響。為了更好地研究下工作面采掘期間淋水巷道頂板巖層裂隙發(fā)育情況，分別在巷道掘進(jìn)期間和回采期間，在頂板巖層鉆孔，利用電子鉆孔窺視儀，直觀成像研究淋水巷道頂板裂隙發(fā)育分布規(guī)律[9]。掘進(jìn)期間，在距掘進(jìn)迎頭30m處對(duì)巷道頂板進(jìn)行鉆孔，孔深4m，研究巷道掘進(jìn)初期頂板劣化特征?；夭善陂g，分別在距回采工作面1m，10m和設(shè)計(jì)停采線附近3個(gè)地點(diǎn)進(jìn)行鉆孔，孔深5m，分別研究回采期間工作面采動(dòng)應(yīng)力對(duì)頂板劣化的影響。

3.1 淋水巷道掘進(jìn)圍巖劣化特征

在11-101工作面巷道掘進(jìn)期間，巷道頂板未出現(xiàn)淋水現(xiàn)象，距掘進(jìn)工作面30m處進(jìn)行鉆孔窺視，窺視結(jié)果如圖4所示。工作面回采巷道掘進(jìn)初期，頂煤完整性較差，巷道表面出現(xiàn)呈不規(guī)則分布的裂隙；隨著鉆孔深度增加，在頂煤與粉砂巖的交界面，未見明顯的離層裂隙，說明掘進(jìn)初期頂煤和粉砂巖之間的粘結(jié)性較好；進(jìn)入到粉砂巖內(nèi)部，雖然孔壁表面有巖粉，但粉砂巖內(nèi)部無裂隙發(fā)育，巖層的完整性比較好。11-101工作面掘進(jìn)初期，由于巷道上方為采空區(qū)，巷道處于卸壓區(qū)下，頂板載荷較小，巷道頂板尚未出現(xiàn)明顯彎曲下沉，巖體劣化程度較小，完整性較好[10]。

圖4 鉆孔窺視效果

3.2 工作面采動(dòng)淋水巷道圍巖劣化特征

對(duì)11-101淋水巷道距回采工作面1m，10m處以及設(shè)計(jì)停采線位置鉆孔內(nèi)部進(jìn)行視頻錄像，然后對(duì)錄像進(jìn)行截圖處理，得到不同位置鉆孔內(nèi)裂隙發(fā)育情況，如圖5所示。

圖5 距迎頭1m處鉆孔窺視效果

3.2.1 距工作面端頭1m位置鉆孔窺視結(jié)果

根據(jù)淋水巷道距工作面端頭1m位置的鉆孔成像結(jié)果顯示，頂板0.5m范圍內(nèi)為頂煤，0.5m以上為粉砂巖。由于粉砂巖上部裂隙發(fā)育程度較高，鉆孔后巖體較為破碎，4.5m以上的鉆孔未能進(jìn)行觀測。根據(jù)鉆孔錄像觀測結(jié)果，在淋水巷道頂煤內(nèi)，不同角度裂隙貫穿煤層。整個(gè)煤層破壞較為嚴(yán)重，整體性差。在煤與粉砂巖交界處出現(xiàn)明顯的層狀離層裂隙，主要是由于頂煤抗彎剛度遠(yuǎn)小于粉砂巖，在滲透壓力的作用下，離層裂隙寬約150mm，且離層裂隙周圍煤巖體較為破碎。隨著窺視鉆孔深度的增加，粉砂巖內(nèi)也出現(xiàn)多條豎向裂隙，鉆孔深度2m處，豎向裂隙寬度較小，寬度約為5mm；鉆孔深度3m時(shí)，豎向裂隙寬度有所增加，寬度約為10mm；鉆孔深度為3.5m時(shí)，豎向裂隙寬度增加到18mm。由此可見，在2～3.5m范圍內(nèi)，粉砂巖內(nèi)主要為豎向裂隙，不存在其他角度裂隙，巖體的完整性相對(duì)較好；隨著鉆孔深度的增加，粉砂巖內(nèi)豎向裂隙的寬度逐漸增大。這主要是距離上煤層采空區(qū)越近，滲流水對(duì)粉砂巖裂隙作用時(shí)間越長，豎向裂隙越發(fā)育。當(dāng)鉆孔深度達(dá)到4.5m時(shí)，各種角度裂隙交叉存在，粉砂巖整體破壞比較嚴(yán)重[11]。

3.2.2 距工作面端頭10m位置鉆孔窺視結(jié)果

鉆孔深度0.5m以下時(shí)，巷道頂板為11號(hào)煤層頂煤，其內(nèi)部各方向裂隙較為發(fā)育，主裂隙上的次生裂隙也明顯發(fā)育，煤層較為破碎。在頂煤與粉砂巖交界面處，出現(xiàn)1條水平離層裂隙。在鉆孔深度1m處，粉砂巖內(nèi)出現(xiàn)1條水平裂隙，并且裂隙上明顯看到有巖層水滲出。在鉆孔深度1.5m處，出現(xiàn)1條豎向發(fā)育裂隙，裂隙寬度較小，延展性不強(qiáng)。在鉆孔深度2m處，僅出現(xiàn)1條水平的微裂隙。在鉆孔深度2.5m處，發(fā)育1條寬度較大的水平裂隙，并且水平裂隙周圍次生裂隙較為發(fā)育，并且裂隙周圍巖面較為濕潤，說明有水滲流出，這主要是由于滲流水弱化巖體，在彎曲下沉作用下，發(fā)生層間水平剪切破壞所致。隨著鉆孔深度的進(jìn)一步增加，當(dāng)深度為3m和3.5m時(shí)，鉆孔周圍巖壁未見明顯的裂隙，巖體的完整性較好，但根據(jù)粉砂巖下部裂隙滲流情況，說明該部分裂隙較少且裂隙寬度較小。當(dāng)鉆孔深度達(dá)到4m時(shí)，其內(nèi)部出現(xiàn)1條豎向裂隙，隨著鉆孔深度的增加，粉砂巖內(nèi)的豎向裂隙寬度不斷增大，并且鉆孔表面出現(xiàn)大量的滲水亮斑，說明在裂隙周圍出現(xiàn)較多的次生裂隙，如圖6所示。由此可以說明，粉砂巖上部受上煤層工作面開采超前支承壓力的影響，其內(nèi)部發(fā)育較多的壓剪破壞裂隙，導(dǎo)致粉砂巖上部較為破碎[12]。

圖6 距迎頭10m處鉆孔窺視效果

3.2.3 設(shè)計(jì)停采線位置鉆孔窺視結(jié)果

在11-101工作面設(shè)計(jì)停采位置的回采巷道頂板進(jìn)行鉆孔成像，此處巷道內(nèi)未出現(xiàn)淋水現(xiàn)象，并且該位置距離回采工作面450m，巷道圍巖體受工作面采動(dòng)應(yīng)力影響較小[13-14]。

當(dāng)鉆孔深度為0.1m時(shí)，粉砂巖內(nèi)裂隙較為發(fā)育，各方向裂隙縱橫交錯(cuò)，巖體較為破碎。鉆孔深度為0.5m時(shí)，粉砂巖內(nèi)僅發(fā)育1條豎向裂隙，且較為明顯。隨著鉆孔深度的繼續(xù)增加，豎向裂隙繼續(xù)向深部擴(kuò)展，但裂隙寬度逐漸減小，并且在鉆孔1.5m后逐漸尖滅。當(dāng)鉆孔深度達(dá)到2m時(shí)，鉆孔內(nèi)未見明顯裂隙出現(xiàn)，粉砂巖完整性較好；鉆孔深度為3～4m時(shí)，粉砂巖質(zhì)地密實(shí)，同樣未見明顯裂隙發(fā)育。當(dāng)鉆孔深度為4.5m時(shí)，巖層內(nèi)開始發(fā)育豎向裂隙，并且裂隙周圍出現(xiàn)明顯的滲水現(xiàn)象，如圖7所示。當(dāng)深度達(dá)到5m時(shí)，粉砂巖內(nèi)的裂隙較為發(fā)育，巖層較為破碎，此處距離上煤層采空區(qū)約0.5m，由此說明上煤層工作面開采超前支撐壓力對(duì)粉砂巖上部產(chǎn)生壓剪破壞，并且越靠近采空區(qū)，在巖層的影響下，巖體強(qiáng)度減弱，裂隙越發(fā)育，巖層越破碎。

圖7 設(shè)計(jì)停采線位置鉆孔窺視效果

結(jié)合井下窺視情況，綜合上部10號(hào)煤層開采情況分析，超過4.5m外的破壞情況更劇烈，主要考慮10號(hào)煤層開采后對(duì)下部11號(hào)煤層回采巷道頂板的影響，則對(duì)其裂隙破壞情況進(jìn)行窺視、觀測；4.5m位置處的裂隙受到了10號(hào)及11號(hào)煤層施工的共同影響。

4 采空區(qū)下近距離煤層煤巷錨網(wǎng)索支護(hù)可行性分析

4.1 近距離煤層頂板分類及支護(hù)方式的選擇

根據(jù)近距離煤層定義，當(dāng)煤層的層間距離hj小于公式(5)的計(jì)算值時(shí)，應(yīng)屬于極近距離煤層，其頂板全部為破碎頂板。

(6)

4.1.1 近距離煤層頂板分類指標(biāo)確定

根據(jù)近距離煤層開采時(shí)下部煤層圍巖控制的難易程度，可采用近距離煤層間巖層厚度hj和屈服比ψ兩個(gè)重要指標(biāo)作為近距離下部煤層頂板分類的評(píng)判標(biāo)準(zhǔn)[15]。即

ψ=hσ/hj

(7)

當(dāng)巖層中的應(yīng)力值達(dá)到或超過巖層的屈服極限時(shí)，會(huì)產(chǎn)生大量次生弱結(jié)構(gòu)。根據(jù)頂板分類指標(biāo)，將近距離煤層分類，如表1所示。

表1 近距離煤層頂板分類

4.1.2 近距離煤層支護(hù)方式的選擇

在工程實(shí)踐中可把上下兩煤層視為同一煤層開采屬于夾矸頂板[16]；煤層頂板的ψ≥1視為破碎頂板；煤層頂板的ψ<1，且頂板厚度滿足hj≥1.5m屬于塊裂頂板。地質(zhì)資料表明，10號(hào)煤層開采對(duì)其底板屈服破壞深度為0.7m左右，ψ=0.13<1，據(jù)此判定11號(hào)煤層巷道頂板為塊裂頂板。

4.2 原有支護(hù)形式存在的不足

通過對(duì)現(xiàn)場調(diào)研可知，11號(hào)煤巷道為普通錨網(wǎng)索支護(hù)，存在以下不足：

(1)錨桿托板存在明顯弊端 11-101巷道使用的托板存在明顯的弊端，主要表現(xiàn)在以下方面：一是托板承載能力較低，與使用錨桿桿體強(qiáng)度不相匹配；二是托板結(jié)構(gòu)存在設(shè)計(jì)缺陷，無法與調(diào)心球墊相配套；三是減摩墊片材質(zhì)不符合規(guī)定要求，易破斷，扭矩轉(zhuǎn)換率低；四是托板的拱形高度設(shè)計(jì)偏低，與錨桿桿體的協(xié)調(diào)變形不一致。

(2)錨索預(yù)緊力偏低 原設(shè)計(jì)中錨索預(yù)緊力為40MPa，現(xiàn)場查看錨索張拉機(jī)具，40MPa所對(duì)應(yīng)的預(yù)緊力為160kN，考慮錨索張拉后30%的預(yù)緊力損失，實(shí)際預(yù)緊力為110kN。通過實(shí)驗(yàn)直徑為21.6mm的錨索索體破斷載荷為520kN。在錨桿錨索預(yù)緊力初始值的選擇中一般要求，錨桿預(yù)緊力為桿體屈服強(qiáng)度的30%～50%，錨索預(yù)緊力初始值應(yīng)達(dá)到索體破斷載荷的40%～70%。因此，原設(shè)計(jì)錨索預(yù)應(yīng)力偏低，影響了錨桿錨索支護(hù)作用的發(fā)揮。

(3)頂板錨桿存在角度大的缺點(diǎn) 通過對(duì)霍州煤電干河礦、回坡底礦、團(tuán)柏礦掘進(jìn)工作面錨桿扭矩轉(zhuǎn)換實(shí)驗(yàn)結(jié)果表明，相同預(yù)緊扭矩下角度錨桿會(huì)降低錨桿預(yù)緊扭矩轉(zhuǎn)換效率。同時(shí)角度錨桿使圍巖中壓應(yīng)力區(qū)相互分離，從而大大減弱支護(hù)效果，使角錨桿受力偏小，甚至受壓，致使錨桿尾部螺紋受力狀態(tài)惡化，具有大大增加尾部螺紋破斷幾率的缺點(diǎn)。

(4)頂幫錨桿存在安裝困難質(zhì)量不高的缺點(diǎn) 頂幫錨桿分別采用鋼帶，受孔距和單個(gè)鋼帶質(zhì)量較重等影響，不便于現(xiàn)場操作，影響單進(jìn)水平，同時(shí)巷道變形時(shí)容易造成鋼帶彎折破壞。

4.3 錨網(wǎng)索支護(hù)技術(shù)的可行性分析

近距離煤層采空區(qū)下巷道支護(hù)的關(guān)鍵是頂板支護(hù)，只要能保持頂板的穩(wěn)定，減弱頂板來壓情況，護(hù)幫難度并不大?？紤]到11號(hào)煤層煤巷頂板受10號(hào)煤層開采影響而部分碎裂，局部區(qū)域?yàn)閺?fù)合頂板，其上方為10號(hào)煤層采空區(qū)松散垮落巖層的特殊條件，針對(duì)上述頂板情況，采用傳統(tǒng)的長錨索進(jìn)行輔助支護(hù)的方法是不現(xiàn)實(shí)的。

因此，為了防止復(fù)合頂板發(fā)生離層，一是采取一次支護(hù)原則，錨桿支護(hù)應(yīng)盡量一次支護(hù)就能有效控制圍巖變形，避免二次或多次支護(hù)；二是采取高預(yù)應(yīng)力和預(yù)應(yīng)力擴(kuò)散原則，預(yù)應(yīng)力是錨桿支護(hù)中的關(guān)鍵因素，只有高預(yù)應(yīng)力的錨桿支護(hù)才是真正的主動(dòng)支護(hù)，才能充分發(fā)揮錨桿支護(hù)的作用。所以采取的對(duì)策一是要采取有效措施給錨桿施加較大的預(yù)應(yīng)力；二是通過錨索、槽鋼梁等構(gòu)件實(shí)現(xiàn)錨桿預(yù)應(yīng)力的擴(kuò)散，且擴(kuò)大預(yù)應(yīng)力的作用范圍，提高錨固體的整體剛度與完整性。通過現(xiàn)場實(shí)踐施工提出，采用高預(yù)緊力高強(qiáng)錨桿+錨索槽鋼梁系統(tǒng)來解決上述支護(hù)問題。

4.3.1 錨桿

(1)錨桿形式和規(guī)格 桿體為φ20mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.0m，鋼材屈服強(qiáng)度為335MPa，桿尾螺紋為M24，螺紋長度150mm，配高強(qiáng)度螺母。

(2)錨固方式 樹脂加長錨固，一支規(guī)格為CK2340，另一支規(guī)格為Z2360。鉆孔直徑為28mm，錨固長度為1370mm。

(3)托板 采用拱型高強(qiáng)度托盤，規(guī)格為150mm×150mm×8mm，托板高不低于38mm，力學(xué)性能與桿體相匹配，配調(diào)心球墊和減摩墊圈。

(4)錨桿角度 沿頂板法線方向，采用單體錨桿配W鋼護(hù)板，規(guī)格為厚度3mm，寬280mm，長度450mm。

(5)網(wǎng)片規(guī)格 采用10號(hào)鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂，網(wǎng)孔規(guī)格為50mm×50mm，網(wǎng)片規(guī)格為4700mm×1100mm。

(6)錨桿布置 錨桿排距1000mm，每排5根錨桿，間距950mm。

(7)錨桿預(yù)緊扭矩 不低于300N·m。

4.3.2 錨索

(1)錨索形式和規(guī)格 錨索材料為直徑17.8mm，17股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長度5.3m，鉆孔直徑為28mm，樹脂加長錨固，采用1支CK2340和2支Z2360樹脂錨固劑，錨固長度2192mm。

(2)錨索布置 采用每排2根布置，間排距1600mm×2000mm。錨索安裝在2排錨桿間頂板中部。用300mm×300mm×12mm拱形高強(qiáng)錨索托板。

(3)錨索張拉預(yù)緊力 錨索張拉預(yù)緊力為180～200kN。

結(jié)合團(tuán)柏煤礦具體的地質(zhì)資料分析和以往10號(hào)煤層巷道的支護(hù)狀況，采用高預(yù)緊力高強(qiáng)錨桿+錨索槽鋼梁系統(tǒng)支護(hù)參數(shù)，通過后期施工驗(yàn)證，這一支護(hù)形式效果良好。為團(tuán)柏煤礦大規(guī)模開采11號(hào)煤層探索出科學(xué)的支護(hù)方法。

5 結(jié) 論

(1)10號(hào)煤層采動(dòng)及其集中煤柱的影響，導(dǎo)致11號(hào)煤層頂板呈現(xiàn)裂隙發(fā)育、松散破碎性狀，整體性差；在10號(hào)煤層采空區(qū)長時(shí)間積水的影響下，11號(hào)煤層頂板(尤其是采動(dòng)破壞區(qū))在積水的長期浸染下巖層強(qiáng)度弱化嚴(yán)重。

(2)近距離下工作面回采巷道掘進(jìn)完成后，巷道頂板裂隙發(fā)育情況分為3層，下層裂隙發(fā)育區(qū)，裂隙縱橫交錯(cuò)，巖層較破碎；中層巖層完整區(qū)，受上下工作面采動(dòng)影響較小，裂隙不發(fā)育或僅有較少豎向或水平裂隙發(fā)育，但巖層相對(duì)比較完整；上層裂隙發(fā)育區(qū)，裂隙較發(fā)育，巖體較為破碎。

(3)距離回采工作面越近，淋水巷道頂板受采動(dòng)影響越明顯，中層完整區(qū)開始出現(xiàn)新增裂隙，且?guī)r層內(nèi)的裂隙出現(xiàn)滲流現(xiàn)象，隨之裂隙發(fā)育更加充分。

(4)根據(jù)近距離煤層頂板分類，11號(hào)煤層煤巷頂板為塊裂頂板，經(jīng)工程實(shí)踐，采用高預(yù)緊力高強(qiáng)錨桿+錨索槽鋼梁系統(tǒng)進(jìn)行支護(hù)是可行的。