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[摘 要]近年来，我国的经济水平快速提升，对于能源的需求量也在不断增加，所以我国的煤矿工程也得到了进一步发展。当前我国煤矿巷道的支撑主要以锚杆支护为主，锚杆支护技术主要通过对岩石进行主动加固，以确保施工的安全性，而锚杆技术还可有效保证岩石的完整性以及稳定性，对于岩石出现的位移等问题还可以利用岩体自身的结构进行加固，确保施工的安全进行。而在长期实践中，锚杆支护技术逐渐展現其优势，效率高，成本远低于其他方式，效果也相对较好，因此，在煤矿矿建工程中的应用十分广泛。基于此，本文结合工程实例对锚杆支护技术在煤矿巷道工程中的应用进行了分析与研究，以供参考。
[关键词]煤矿巷道；锚杆支护技术；应用研究
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2018）31-0343-01
1 深井巷道锚杆支护
1.1 围岩地质和生产
某岩石大巷预计服务年限为20a，实际埋深达到1220m，且穿层掘进，岩性以煤岩层为主，主要穿过中砂岩和粉砂岩；走向在300°～310°范围内，煤岩层呈30°～33°的倾角。原岩应力测试结果显示：水平向最大和最小主应力分别为42.2MPa、22.8MPa；垂直向上的主应力在30.5MPa左右。测试部位有很高地应力，同时水平向上的应力有显著优势。该巷道的断面以直墙半圆拱形为主，宽、高为3.7m和2.0m。
1.2 支护设计
经模拟决定采用“高预应力+强力锚杆+喷射混凝土”的支护方法。其中，锚杆选用长2.4m的螺纹钢筋，预紧力初步确定为80kN。围岩顶部、两侧使用“钢筋网+钢护板”支护。围岩两侧和顶部的锚杆间、排距相同，为800mm，一排布置13根；围岩底部一排布置3根，间、排距分别为1000mm和800mm。此外，巷道正式开挖后，即刻喷射厚度为30mm的砼，以发挥临时支护效果，并对局部超挖进行回填。在锚杆支护作业完毕后，开始围岩底部支护，但要注意应和掘进面保持50m间隔，同时进行喷浆，厚度为120mm。
1.3 监测数据与分析
在井下对巷道表面实际位移、围岩顶部脱离和支护锚杆受力进行动态监测。结果显示：巷道掘进11d后，围岩发生的变形升至最大，此后基本保持稳定。掘进中，围岩顶部下沉约17mm，速率在1.55mm/d左右；围岩两侧移近约20mm，速率在1.82mm/d左右。在趋于稳定后，围岩顶部移近约351mm，速率在1.09mm/d左右；顶部下沉约55.6mm，速率在0.16mm/d左右；围岩两侧移近约112mm，速率在0.33mm/d左右。围岩顶部浅、深部离层分别为33mm和9mm，浅层占总量约78%。掘进作业过程中，围岩两侧锚杆实际受力在105kN～125kN范围内，围岩顶部锚杆实际受力约100kN。无论在掘进，还是稳定状态下，巷道位移都很小，基本保持稳定。这说明以上支护方案切实有效，能对巷道变形进行有效控制，避免围岩破坏。
2 软岩巷道锚杆支护
软岩矿井巷道顶部、底部岩层和煤层胶结性能较差，岩体强度普遍较低，呈松散破碎状，容易崩解和风化，且遇水之后产生膨胀，导致巷道支护难度较大，很多巷道在正常服务期中多次修整维修，对回采造成不同程度的影响。为处理这一难题，开展了大量的探索性工作，对很多新型支护方法进行了试验，尽管取得良好效果，但仍未从本质上解决问题。对此，仍需进行更为深入的分析试验。
2.1 巷道地质和生产
以某煤矿区为例进行分析，该区正处开采状态的煤层的上覆煤层已经完成回采。这两个煤层之间的距离较小，上覆煤层底部和正在开采状态的煤层顶部仅6m左右，最大不超过9m。正在开采状态的煤层厚度在6m左右，呈15°～16°的倾角，单轴抗压强度不足5MPa，节理与层理均较发育。顶部岩体强度在15MPa～25MPa范围内，存在一定膨胀性。借助水压致裂法测定巷道地应力，水平向上的最大、最小地应力分别为14.62MPa、7.36MPa，垂直向上的主应力在9.68MPa左右。对于回风巷，其断面以直墙半圆拱形为主，宽、高分别为3.8m和1.2m，实际埋深在350m～400m范围内。
2.2 支护设计
依托数值模拟的方法对多种支护方案进行对比，并参考现有经验确定最终支护方案：“树脂全长预应力锚固组合支护”。锚杆采用2.4m长螺纹钢，端部、后部分别施用快速和慢速锚固剂。围岩顶部采用钢筋网+钢护板进行支护，两侧采用金属网进行支护。沿巷道垂直全表面布置锚杆，排、间距为900mm和850mm，一排布置7根；围岩一侧一排按600mm间距布置2根，围岩锚杆布置见图1。
2.3 监测数据与分析巷道掘进过程中，表面位移情况如图2所示。
从图2中可以看出，围岩表面位移在和巷道掘进面相距53m后保持稳定。围岩两侧移近约79mm，上、下侧移近约46mm和33mm。围岩顶部移近约281mm，下沉43mm，浅部与深部离层分别为14mm、23mm。锚杆安装完后且施加一定预应力后，受力表现出明显的减小趋势。伴随掘进面不断推进，在和掘进面相距达到19m后，锚杆实际受力变大，待距离达119m后，实际受力不再变化。在从安装到受力保持稳定的整个过程当中，锚杆受力并未出现明显的变化，即幅度很小，大部分不超过5kN。锚索安装完成且张拉作业后，其受力变化同样较小。在和掘进面之间的距离达到21m后，锚索实际受力不再变化。掘进时巷道未发生较大变形，围岩在整个过程中都保持相对完整。在回采过程中，重新布置表面位移动态监测点，以实时观测锚索实际受力。观测结果表明，当与采煤面相距40m～50m时采动作用开始发生影响，使位移量增大，尤其是在相距30m之后，作用影响达到最大。在与采煤面相距3m处，围岩两侧移近高达256mm，围岩顶部下沉110mm。对于锚索实际受力，从距离回采面约100m时开始明显增加，当缩小至56m左右时快速增加。当和采煤面保持平行时，受力检测结果为200kN以上。结合上述监测数据，从总体角度看，巷道围岩通过以上支护方案基本可以保持稳定和完整，虽然变形依然存在，但总量相对较小，可以满足巷道安全生产要求。
结语
综上所述，煤矿锚杆支护技术的快速发展为煤矿行业完成节能减排，提升煤矿质量及开采速度提供了条件。而煤矿锚杆支护技术的广泛应用也为煤矿工人提供了安全保证，促进煤矿行业的健康发展。当前，锚杆技术的应用和发展除加大实践应用外，也应不断加强科学研究，做到科学指导实践，实践为科学提供经验，两者共同努力，从而提升煤矿开采水平和质量。
参考文献
[1] 许峰.煤矿巷道锚杆支护的应用实例研究[J].中国高新技术企业，2016（27）：149-150.
[2] 张辉.煤矿巷道锚杆支护的应用实例分析[J].山西煤炭管理干部学院学报，2016，29（01）：5-7.
[3] 王拴照.煤矿巷道锚杆支护应用实例[J].中国高新技术企业，2015（03）：160-161.
[关键词]煤矿巷道；锚杆支护技术；应用研究
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2018）31-0343-01
1 深井巷道锚杆支护
1.1 围岩地质和生产
某岩石大巷预计服务年限为20a，实际埋深达到1220m，且穿层掘进，岩性以煤岩层为主，主要穿过中砂岩和粉砂岩；走向在300°～310°范围内，煤岩层呈30°～33°的倾角。原岩应力测试结果显示：水平向最大和最小主应力分别为42.2MPa、22.8MPa；垂直向上的主应力在30.5MPa左右。测试部位有很高地应力，同时水平向上的应力有显著优势。该巷道的断面以直墙半圆拱形为主，宽、高为3.7m和2.0m。
1.2 支护设计
经模拟决定采用“高预应力+强力锚杆+喷射混凝土”的支护方法。其中，锚杆选用长2.4m的螺纹钢筋，预紧力初步确定为80kN。围岩顶部、两侧使用“钢筋网+钢护板”支护。围岩两侧和顶部的锚杆间、排距相同，为800mm，一排布置13根；围岩底部一排布置3根，间、排距分别为1000mm和800mm。此外，巷道正式开挖后，即刻喷射厚度为30mm的砼，以发挥临时支护效果，并对局部超挖进行回填。在锚杆支护作业完毕后，开始围岩底部支护，但要注意应和掘进面保持50m间隔，同时进行喷浆，厚度为120mm。
1.3 监测数据与分析
在井下对巷道表面实际位移、围岩顶部脱离和支护锚杆受力进行动态监测。结果显示：巷道掘进11d后，围岩发生的变形升至最大，此后基本保持稳定。掘进中，围岩顶部下沉约17mm，速率在1.55mm/d左右；围岩两侧移近约20mm，速率在1.82mm/d左右。在趋于稳定后，围岩顶部移近约351mm，速率在1.09mm/d左右；顶部下沉约55.6mm，速率在0.16mm/d左右；围岩两侧移近约112mm，速率在0.33mm/d左右。围岩顶部浅、深部离层分别为33mm和9mm，浅层占总量约78%。掘进作业过程中，围岩两侧锚杆实际受力在105kN～125kN范围内，围岩顶部锚杆实际受力约100kN。无论在掘进，还是稳定状态下，巷道位移都很小，基本保持稳定。这说明以上支护方案切实有效，能对巷道变形进行有效控制，避免围岩破坏。
2 软岩巷道锚杆支护
软岩矿井巷道顶部、底部岩层和煤层胶结性能较差，岩体强度普遍较低，呈松散破碎状，容易崩解和风化，且遇水之后产生膨胀，导致巷道支护难度较大，很多巷道在正常服务期中多次修整维修，对回采造成不同程度的影响。为处理这一难题，开展了大量的探索性工作，对很多新型支护方法进行了试验，尽管取得良好效果，但仍未从本质上解决问题。对此，仍需进行更为深入的分析试验。
2.1 巷道地质和生产
以某煤矿区为例进行分析，该区正处开采状态的煤层的上覆煤层已经完成回采。这两个煤层之间的距离较小，上覆煤层底部和正在开采状态的煤层顶部仅6m左右，最大不超过9m。正在开采状态的煤层厚度在6m左右，呈15°～16°的倾角，单轴抗压强度不足5MPa，节理与层理均较发育。顶部岩体强度在15MPa～25MPa范围内，存在一定膨胀性。借助水压致裂法测定巷道地应力，水平向上的最大、最小地应力分别为14.62MPa、7.36MPa，垂直向上的主应力在9.68MPa左右。对于回风巷，其断面以直墙半圆拱形为主，宽、高分别为3.8m和1.2m，实际埋深在350m～400m范围内。
2.2 支护设计
依托数值模拟的方法对多种支护方案进行对比，并参考现有经验确定最终支护方案：“树脂全长预应力锚固组合支护”。锚杆采用2.4m长螺纹钢，端部、后部分别施用快速和慢速锚固剂。围岩顶部采用钢筋网+钢护板进行支护，两侧采用金属网进行支护。沿巷道垂直全表面布置锚杆，排、间距为900mm和850mm，一排布置7根；围岩一侧一排按600mm间距布置2根，围岩锚杆布置见图1。
2.3 监测数据与分析巷道掘进过程中，表面位移情况如图2所示。
从图2中可以看出，围岩表面位移在和巷道掘进面相距53m后保持稳定。围岩两侧移近约79mm，上、下侧移近约46mm和33mm。围岩顶部移近约281mm，下沉43mm，浅部与深部离层分别为14mm、23mm。锚杆安装完后且施加一定预应力后，受力表现出明显的减小趋势。伴随掘进面不断推进，在和掘进面相距达到19m后，锚杆实际受力变大，待距离达119m后，实际受力不再变化。在从安装到受力保持稳定的整个过程当中，锚杆受力并未出现明显的变化，即幅度很小，大部分不超过5kN。锚索安装完成且张拉作业后，其受力变化同样较小。在和掘进面之间的距离达到21m后，锚索实际受力不再变化。掘进时巷道未发生较大变形，围岩在整个过程中都保持相对完整。在回采过程中，重新布置表面位移动态监测点，以实时观测锚索实际受力。观测结果表明，当与采煤面相距40m～50m时采动作用开始发生影响，使位移量增大，尤其是在相距30m之后，作用影响达到最大。在与采煤面相距3m处，围岩两侧移近高达256mm，围岩顶部下沉110mm。对于锚索实际受力，从距离回采面约100m时开始明显增加，当缩小至56m左右时快速增加。当和采煤面保持平行时，受力检测结果为200kN以上。结合上述监测数据，从总体角度看，巷道围岩通过以上支护方案基本可以保持稳定和完整，虽然变形依然存在，但总量相对较小，可以满足巷道安全生产要求。
结语
综上所述，煤矿锚杆支护技术的快速发展为煤矿行业完成节能减排，提升煤矿质量及开采速度提供了条件。而煤矿锚杆支护技术的广泛应用也为煤矿工人提供了安全保证，促进煤矿行业的健康发展。当前，锚杆技术的应用和发展除加大实践应用外，也应不断加强科学研究，做到科学指导实践，实践为科学提供经验，两者共同努力，从而提升煤矿开采水平和质量。
参考文献
[1] 许峰.煤矿巷道锚杆支护的应用实例研究[J].中国高新技术企业，2016（27）：149-150.
[2] 张辉.煤矿巷道锚杆支护的应用实例分析[J].山西煤炭管理干部学院学报，2016，29（01）：5-7.
[3] 王拴照.煤矿巷道锚杆支护应用实例[J].中国高新技术企业，2015（03）：160-161.