李鹏王志文汾西矿业集团新柳煤业公司032303
摘要新柳煤业有限责任公司是一座具有50多年开采历史的特大型现代化矿井，井田范围内小窑、古窑分布较多，均存在不同程度的越界越层开采。另外，随着矿井开采深度不断延伸，在回采下层煤过程中，造成回采巷道围岩松散破碎、结构疏松、自稳性差、矿压大且来压迅速。在三盘区1120工作面掘进过程中，我公司采用锚杆、锚索、W钢带、网+25#U型钢棚联合支护形式，有效控制了巷道的强烈变形,提高了掘进速度和降低了后期维护成本，取得了良好的支护效果。
关键词破碎围岩联合支护控制巷道变形
1．工作面概况
三盘区1120工作面所掘煤层均为太原组11#煤,煤层厚度4.6-4.8m,均厚4.7m,含四层以上夹矸，夹矸厚0.02-0.2m，煤层倾角1-8°,平均3°左右，属近水平煤层。工作面老顶为K2灰岩，厚度5.6m，致密、坚硬、抗压强度940kg/cm2。直接顶为页岩，厚度4.3m，深灰色、具层理，抗压强度389kg/cm2，无伪顶，直接底为高岭土泥岩，厚度3.0m，灰白、遇水变软膨胀，抗压强度147kg/cm2。
231120工作面位于三盘区南翼，总体呈背斜构造,该工作面左靠2318工作面，10#、11#煤已回采,右邻2322工作面，11#煤已回采。该工作面上部10#煤已回采，前半部为太子里二坑9#煤破坏区，中部为三河口古窑及杏足沟旧矿9#煤破坏区，后半部为王才堡古窑9#煤破坏区。在巷道初期掘进过程，顶板、煤壁压力大，巷道变形严重，造成局部地段原锚杆支护失效。一个月内曾返工2次，进行扩帮、起底并补打锚杆棚维护。既增大了安全风险和掘进成本，又严重影响了巷道掘进速度。
2．断面规格及联合支护参数
2.1工作面顺槽断面规格
锚杆支护净断面：宽×高=4000mm×2850mm=11.4㎡。
联合支护净断面：（上宽+下宽）×高/2=（3500mm+4040mm）×2700mm/2=10.2㎡
2.2联合支护参数
顶锚杆采用Ф20mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度2200mm，间排距750×1000mm，每排6根，矩形布置，顶上两角锚杆钻眼方向与水平向成75度角钻进，其余锚杆垂直于顶板平面布置。W钢带由3mm的钢板制成，长度为3.95m。托饼采用Φ120mm，眼径为24mm的高强度托饼，每根锚杆配套一支MSK2337（上）和一支MSZ2355（下）型锚固剂。施工时贴顶铺设由12#铅丝织成1.1×9.4m的菱形网，两侧下垂2.6m，并用帮锚杆压牢。两帮采用Φ16mm×1.8m的圆钢锚杆，每排各打三根，呈矩形布置，间排距为1.0×1.0m，每根锚杆配套一支MSZ3537型锚固剂和Φ110mm、眼径20mm的高强度托饼。锚索采用Φ17.8mm×6.3m的钢绞线，托盘为16×300×300mm的钢板，配套一支MSK2355（上）和两支MSZ2355（下）型锚固剂及相配套的锚具。每排施工两根，间排距为1.6×4.0m。
U型棚选用U25型钢棚，棚梁长3.85m，梁头设计有棚腿固定槽，棚腿长3040m。棚腿安设时与垂线成6°角，柱窝深度100mm，棚距1000mm，相邻棚子之间用4根14#钢筋拉杆拉紧，每架棚子用18根1200×100×50mm的勾木盘帮勾顶。
3．支护思路及效果分析
1120工作面受上部小窑破坏及四邻采动影响，围岩松散破碎、结构疏松，自稳性差、承载能力低，矿压大、来压迅速，传统的锚杆支护理论(悬吊理论、组合梁理论、加固拱理论等)对此不适合，因此,根据1120工作面的实际情况,以锚杆、锚索支护围岩强化理论为指导,采用锚杆、锚索，W钢带与U型钢棚联合支护的方法控制顶板。该种支护方式具有以下特点:A、采用锚杆、锚索和W钢带支护,形成群锚效应控制巷道顶板,形成高强锚固体系,有效减小巷道顶板压力;同时利用锚索锚固深的特点,控制巷道围岩的深部位移,从而有效地控制顶板严重下沉;B、U型钢棚自重小，支护操作方便,容易控制煤帮内移和顶板的不均匀下沉。主动支护、被动支护相结合能有效减轻巷道压力和巷道变形。
采用锚杆、锚索，W钢带与U型钢棚联合支护的方法施工时，先进行锚杆、锚索，W钢带支护，在滞后工作面2-3m进行架棚支护，通过顶板、煤壁位移监测数据显示，有效的将顶板下沉量和煤壁位移量控制在0-100mm和0-200mm，相对未采用联合支护前分别减少移近量100mm和150mm。
4．结束语
实践证明，这种锚杆、锚索、W钢带和U25型钢棚联合支护形式，具有操作方便、施工速度快、支护强度高、适应性强、整体稳定性好等优点，有效的减轻了新柳煤业松散围岩巷道的压力和变形，达到了良好的巷道支护效果。