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摘 要：随着采煤技术的发展，回采速度大幅提高，单翼开采采区接续紧张，为缓解单翼开采接续紧张的局面，往往在上一采面开始回采之前下一采面顺槽便开始掘进，采用快速综掘技术虽保证了掘进速度，但回采压力对后巷破坏严重，顶板下沉，底板鼓起，两帮变形严重，对安全生产极为不利，顶、帮控制极为重要。为此提出了组合锚杆、组合锚索支护设计，较好的解决了强烈动压巷道支护难题。
关键词：强烈动压巷道；组合锚杆；组合锚索；支护
1 煤层基本地质条件
肖家洼煤矿21采区为单翼开采方式，主要开采13#煤层，该煤层为全区可采煤层，21采区内厚度变化不大，均处于10～15m之间。含夹矸0～10层，一般为0～3层，夹矸厚度为0.16～1.60m，一般为0.16～0.48m，其顶板岩性为砂质泥岩和泥岩，老顶为中粗粒砂岩，常见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩和砂质泥岩，有时为粉砂岩或泥灰岩，普遍存在着炭质泥岩伪底。
2 动压巷道受力特征
肖家洼煤矿211302工作面材料顺槽与相邻的211301综放工作面胶运顺槽间隔20M宽度煤柱，当211301综放工作面回采完成之后，采取自由垮落法进行采空区顶板处理，采空区的上方岩层的重量此时将向周围煤体进行转移。受211301工作面回采及211302工作面使用材料掘进的影响，实体煤和煤柱上部储存着比较大的支承压力，上述高集中支承压力是巷道造成动压巷道的主要诱因。因为工作面的回采过程中会在煤柱的上方产生高于原岩应力数倍的应力，从而将导致原巷道中的煤柱屈服和变形，进而导致211302材料顺槽出现两帮移进，顶板下沉和底鼓现象。
采掘关系图如图1所示。
3 巷道支护方案
211302工作面材料顺槽掘进断面的形状一般采用矩形设计，断面的宽度为5400mm，断面的高度为3500mm。巷道沿13号煤层的底板进行掘进，此时应采用高预应力的端头锚固锚杆锚索进行联合支护。
强烈动压区的顶板一般采取锚网+W钢带+组合锚索梁支护形式进行，帮部采取钢筋梯支护+锚网形式进行。支护所用材料可选：20×2200mm的螺纹钢树脂锚杆制作顶板，锚杆间排距800×800mm。金属网规格2000mm×1100mm，网格100㎜×100㎜，钢带选用BHM270-2.75型矿用W钢带，长度为5200mm，采用锚杆扣挂。锚索梁采用4500mm长11#工字钢加工，每根锚索梁用三根锚索吊挂，锚索规格为21.6×12500mm钢绞线，间距1600mm，组合锚索梁间距1600mm。帮部采用锚网+钢筋梯支护，锚杆规格为20×2200㎜左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm。金属网规格2000mm×1100mm（采煤帮为塑料网），网格100㎜×100㎜，每排布置4根锚杆，钢筋梯采用14圆钢焊制，规格为：长×宽=3400×100mm，每架设有4个锚杆扣挂点。
采用超快速树脂药卷锚固锚杆和锚索，锚杆保证不低于200N·m的扭矩，锚固力不低于50kN。锚索预应力不低于200kN。
4 矿压观测的方法及分析
4.1 观测的范围
从动压源即“工作面回采”开始日直到动压源结束后的三个月中进行重点观测，对应掘进迎头和回采工作面的距离为200m时。
4.2 布点的原则：随机布点和均匀布点相结合
随机布点：即巷道条件如发生变化：围岩条件发生变化、支护形式发生变化、参数发生变化、遇到构造带的情况、遇到淋水段等的情况，特殊地段此时需要随机增设更多的观测点或着加大布点的密度。
均匀布点：每15～20米设置一个测点，设点时距迎头不应大于20米。
4.3 测点的设置方法
从过往经验中可知巷道变形量的观测一般采用“十字”布点法进行，即在围岩的表面进行钻孔（注意：孔深≥200mm），木桩打入孔内，测钉安设在桩头上，作为测量的基点。观测顶板底的移近量应选择在巷中进行，两帮的移近量选择在腰线的位置处进行（注：腰线是自巷道底板往上1.2m处）。
4.4 观测的频率
每天应对动压源周边200米的范围内巷道进行1次观测，每旬对动压源周边的200～300米范围中巷道进行1次观测。
4.5 观测的方法
在原本预设好的测量点上使用刻度尺、测线绳和测杆等对测量指标“十字交叉点至顶板测点、十字交叉点至底板测点、十字交叉点至右帮测点、十字交叉点至左帮测点”进行量测，观测仪器直接读取显示值。测量后与原始值进行对比，从而得出顶板的下沉量数据、底膨量数据以及两帮的变形量等的数据。
4.6 矿压分析
211301工作面回采完毕后，从整体观测的效果来看，在有采动影响的情况下，两巷回采的过程中两巷均达到了原本预期的支护效果，并且完全可以满足生产、通风以及运输的需要，并且极大的减少了后期维护的费用成本。
参照图3可得出：巷道顶板、底板以及两帮的相对位移量在7～8天趋于稳定。通过对巷道变形量长时间的数据监测也同时验证了掘进巷道围岩基本在10天以内将趋于稳定。参照图3可以看出：巷道变形主要体现在底鼓上，指数约为300mm，巷道两帮的相对移进量指数为200 mm，顶板的下沉量指数为50mm。通过上述理论分析可知，巷道变形主要体现在顶板的压力是经过顶、帮高预应力组合锚杆、锚索而形成的支护整体结构向底部传递压力，底板此时在没有任何其他支护的前提下，将导致底板变形加大从而释放压力，故而，在此过程中应选择有效的支护措施用来来加强控制底鼓。
参考文献：
[1]侯朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999：9-20.
[2]陈炎光，陆士良，徐永圻.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1994：18-27.
[3]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（9）：524-527.
[4]康洪普，王金华，等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007：36-70.
[5]錢鸣高，刘听成.矿山压力及其控制[M].北京：煤炭工出版社，19.
关键词：强烈动压巷道；组合锚杆；组合锚索；支护
1 煤层基本地质条件
肖家洼煤矿21采区为单翼开采方式，主要开采13#煤层，该煤层为全区可采煤层，21采区内厚度变化不大，均处于10～15m之间。含夹矸0～10层，一般为0～3层，夹矸厚度为0.16～1.60m，一般为0.16～0.48m，其顶板岩性为砂质泥岩和泥岩，老顶为中粗粒砂岩，常见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩和砂质泥岩，有时为粉砂岩或泥灰岩，普遍存在着炭质泥岩伪底。
2 动压巷道受力特征
肖家洼煤矿211302工作面材料顺槽与相邻的211301综放工作面胶运顺槽间隔20M宽度煤柱，当211301综放工作面回采完成之后，采取自由垮落法进行采空区顶板处理，采空区的上方岩层的重量此时将向周围煤体进行转移。受211301工作面回采及211302工作面使用材料掘进的影响，实体煤和煤柱上部储存着比较大的支承压力，上述高集中支承压力是巷道造成动压巷道的主要诱因。因为工作面的回采过程中会在煤柱的上方产生高于原岩应力数倍的应力，从而将导致原巷道中的煤柱屈服和变形，进而导致211302材料顺槽出现两帮移进，顶板下沉和底鼓现象。
采掘关系图如图1所示。
3 巷道支护方案
211302工作面材料顺槽掘进断面的形状一般采用矩形设计，断面的宽度为5400mm，断面的高度为3500mm。巷道沿13号煤层的底板进行掘进，此时应采用高预应力的端头锚固锚杆锚索进行联合支护。
强烈动压区的顶板一般采取锚网+W钢带+组合锚索梁支护形式进行，帮部采取钢筋梯支护+锚网形式进行。支护所用材料可选：20×2200mm的螺纹钢树脂锚杆制作顶板，锚杆间排距800×800mm。金属网规格2000mm×1100mm，网格100㎜×100㎜，钢带选用BHM270-2.75型矿用W钢带，长度为5200mm，采用锚杆扣挂。锚索梁采用4500mm长11#工字钢加工，每根锚索梁用三根锚索吊挂，锚索规格为21.6×12500mm钢绞线，间距1600mm，组合锚索梁间距1600mm。帮部采用锚网+钢筋梯支护，锚杆规格为20×2200㎜左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm。金属网规格2000mm×1100mm（采煤帮为塑料网），网格100㎜×100㎜，每排布置4根锚杆，钢筋梯采用14圆钢焊制，规格为：长×宽=3400×100mm，每架设有4个锚杆扣挂点。
采用超快速树脂药卷锚固锚杆和锚索，锚杆保证不低于200N·m的扭矩，锚固力不低于50kN。锚索预应力不低于200kN。
4 矿压观测的方法及分析
4.1 观测的范围
从动压源即“工作面回采”开始日直到动压源结束后的三个月中进行重点观测，对应掘进迎头和回采工作面的距离为200m时。
4.2 布点的原则：随机布点和均匀布点相结合
随机布点：即巷道条件如发生变化：围岩条件发生变化、支护形式发生变化、参数发生变化、遇到构造带的情况、遇到淋水段等的情况，特殊地段此时需要随机增设更多的观测点或着加大布点的密度。
均匀布点：每15～20米设置一个测点，设点时距迎头不应大于20米。
4.3 测点的设置方法
从过往经验中可知巷道变形量的观测一般采用“十字”布点法进行，即在围岩的表面进行钻孔（注意：孔深≥200mm），木桩打入孔内，测钉安设在桩头上，作为测量的基点。观测顶板底的移近量应选择在巷中进行，两帮的移近量选择在腰线的位置处进行（注：腰线是自巷道底板往上1.2m处）。
4.4 观测的频率
每天应对动压源周边200米的范围内巷道进行1次观测，每旬对动压源周边的200～300米范围中巷道进行1次观测。
4.5 观测的方法
在原本预设好的测量点上使用刻度尺、测线绳和测杆等对测量指标“十字交叉点至顶板测点、十字交叉点至底板测点、十字交叉点至右帮测点、十字交叉点至左帮测点”进行量测，观测仪器直接读取显示值。测量后与原始值进行对比，从而得出顶板的下沉量数据、底膨量数据以及两帮的变形量等的数据。
4.6 矿压分析
211301工作面回采完毕后，从整体观测的效果来看，在有采动影响的情况下，两巷回采的过程中两巷均达到了原本预期的支护效果，并且完全可以满足生产、通风以及运输的需要，并且极大的减少了后期维护的费用成本。
参照图3可得出：巷道顶板、底板以及两帮的相对位移量在7～8天趋于稳定。通过对巷道变形量长时间的数据监测也同时验证了掘进巷道围岩基本在10天以内将趋于稳定。参照图3可以看出：巷道变形主要体现在底鼓上，指数约为300mm，巷道两帮的相对移进量指数为200 mm，顶板的下沉量指数为50mm。通过上述理论分析可知，巷道变形主要体现在顶板的压力是经过顶、帮高预应力组合锚杆、锚索而形成的支护整体结构向底部传递压力，底板此时在没有任何其他支护的前提下，将导致底板变形加大从而释放压力，故而，在此过程中应选择有效的支护措施用来来加强控制底鼓。
参考文献：
[1]侯朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999：9-20.
[2]陈炎光，陆士良，徐永圻.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1994：18-27.
[3]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（9）：524-527.
[4]康洪普，王金华，等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007：36-70.
[5]錢鸣高，刘听成.矿山压力及其控制[M].北京：煤炭工出版社，19.