【摘要】结合高瓦斯矿井综采工作面尾巷在井田深部表现出新的变形特征和破坏模式，从理论上分析了双柳矿综采工作面尾巷锚杆支护存在的不足之处，提出了尾巷锚杆支护优化设计方案。实践证明，该方案不仅保证了尾巷的安全使用，而且减少了尾巷的维修费用。该方案对高瓦斯矿井地质条件复杂的井田深部综采工作面尾巷的施工具有一定的理论意义和应用价值。
汾西矿业集团公司双柳井田位于柳林县孟门镇白家焉村，在离柳矿区三交三号井开发二叠系山西组下段顶部（3+4）#合并层煤，煤层平均厚度3.42m，属于高瓦斯矿井。煤层开采采用常规的三巷布置方式。用于回风的顺槽兼作抽放瓦斯的专用巷道，也称作尾巷。尾巷既作为本工作面回风巷道使用，同时还承担下个工作面的材料运输任务，作为材料巷道应用。
1双柳矿尾巷支护现状
近年来，双柳矿井的开采逐步向深部发展，矿井的地压不断增大，巷道围岩压力显现强烈。尽管此前开展过相关尾巷支护技术的研究工作，但是由于矿井开采向深部发展，而且开采煤层地质条件也比浅部复杂，再加之巷道断面加大，尾巷表现出新的变形特征和破坏模式。根据井下调研和实地反映，主要表现在以下方面：
1）巷道两帮整体移出。特别是煤柱帮，造成巷道断面严重收缩，不能满足材料运输、以及行人和通风的使用要求，巷道的有效断面使用率降低；
2）巷道底鼓严重。严重地段底鼓量高达1000mm以上，严重制约矿井的安全生产；
3）巷道顶板整体下沉。顶板下沉量比较大，局部冒顶变形严重，严重影响到巷道的回采使用。
2尾巷原有支护方案
尾巷顶板采用锚-网-钢筋托梁联合支护，锚索补强加固；帮部采用圆钢锚杆-金属网-钢筋托梁叠加支护，其中最下排锚杆配合W托板支护。
1）尾巷顶部采用φ20mm×L2400mm螺纹钢锚杆配合钢筋托梁叠加支护，每根螺纹钢锚杆配套使用1支K2355，1支Z2355型树脂锚固剂。顶部锚杆呈矩形布置，除两根边角锚杆呈75°向帮内倾斜外，其余均垂直于顶板布置。顶锚杆间排距为850mm×1000mm，每排布置5根。托盘均采用冷冲钢托盘，钢筋托梁规格：φ14-60-850-1150mm；
2）尾巷帮锚杆采用φ18mm×L1800mm圆钢锚杆，配合长φ14-60-850-1150mm的钢筋托梁叠加支护，最下排锚杆配合使用400×165×3mm的w钢托板竖放支护；每根锚杆配套使用一支K3537型树脂锚固剂；锚杆间排距为850mm×1000mm，均呈矩形布置，垂直于两帮，每排均布置2×4根，支护时最上一排锚杆距顶均为200mm，帮锚杆滞后顶锚杆500mm，最下一排帮锚杆距迎头顶锚杆不超过2排，帮部松软时必须紧跟迎头；
3）锚索采用φ15.24mm×L6400mm的钢绞线，配合[12×L3000mm，孔间距为2400mm的槽钢联合支护，每根锚索配套使用K2355、Z2355型锚固剂各1支，锚索顺巷道轴向布置，沿巷中线两侧700mm各布置一排，排内锚索间距为2400mm，相邻交错锚索错距1200mm。锚索滞后工作面迎头的距离不超过13m，顶板压力大，矿压现象明显时紧跟工作面迎头；
4）尾巷铺设网片采用规格为长×宽=11×1.1m的双抗网，网孔规格45×45mm。
3尾巷原有支护方案存在主要问题
针对双柳矿尾巷支护现状，并进行了井下实地调研和考察，以及细致分析了尾巷现有支护方案，总结认为尾巷支护主要存在以下不足之处：
1）锚杆的初期预紧力偏低。双柳矿锚杆支护过程中给锚杆施加预紧力，主要是依靠MQT-120锚杆钻机自身的输出扭矩，以及附加人工操作扭矩扳手实施。MQT-120锚杆钻机输出扭矩为100N·m，转化成预紧力为10kN，而人工再使用扳手施加预紧力更是有限的，因此锚杆的初始预紧力最大不超过10kN；
2）锚杆的预紧力扩散程度偏低。锚杆支护的优势是主动及时，但锚杆支护的作用效果表现在锚杆的整体支护上，锚杆整体支护作用的发挥体现在锚杆预应力能否有效大面积的扩散。只有单根锚杆的预应力都得到有效大面积的扩散，那么整个锚杆群的预应力扩散才能形成有效的大面积压应力区，才能发挥锚杆整体支护的功能。实现锚杆预应力的有效扩散主要有两个途径：一是通过有效途径给锚杆施加较大的预紧力；二是通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的有效扩散。双柳矿尾巷原有巷道顶板辅助构件主要使用钢筋托梁，而不是钢带，钢筋托梁传递锚杆预应力的效果要大大低于钢带，这是造成锚杆预应力扩散程度低的主要原因；
3）巷帮的支护强度偏低。双柳矿尾巷变形破坏的主要特征是巷帮整体移近，说明支护对巷帮的控制相对较弱，致使巷帮发生整体移近。我矿原有尾巷巷帮主要采用φ18的圆钢锚杆支护，特别是煤柱帮也采用圆钢锚杆。尾巷是经受多次动压复用的巷道，两帮的支护强度必须加强；
4）巷道整体的支护强度偏低。双柳矿尾巷变形破坏主要表现为顶板整体下沉，局部冒顶严重，两帮整体移近以及巷道严重底鼓等矿压显现特征，出现这些影响矿井安全生产的负面现象有很多因素，单从支护的角度来讲，主要是巷道的支护强度偏低造成。由于支护强度偏低，没有控制住巷道受到强烈动压影响后围岩变形破坏的作用，从而导致巷道出现上述破坏特征。
4支护方案优化设计
4.1设计原则
根据双柳矿尾巷变形破坏特征，以及参考巷道原有支护设计方案，提出优化设计方案的设计原则：
1）一次支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护。一方面，这是矿井实现高效、安全生产的要求，为采矿服务的巷道和硐室等工程，需要保持长期稳定，不能经常维修；另一方面，这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳，而在已发生离层、破坏的围岩中安装锚杆，支护效果会受到显著影响；
2）高预应力和预应力扩散原则。预应力是锚杆支护中的关键因素，是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数，只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护，才能充分发挥锚杆支护的作用。一方面，要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力；另一方面，通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散，扩大预应力的作用范围，提高锚固体的整体刚度与完整性；
3）“三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度（如加大锚杆直径或提高杆体材料的强度）、刚度（提高锚杆预应力、加长或全长锚固），保证支护系统可靠性的条件下，降低支护密度，减少单位面积上锚杆数量，提高掘进速度；
4）临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度，如果支护强度与刚度低于临界值，巷道将长期处于不稳定状态，围岩变形与破坏得不到有效控制。因此，设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值；
5）相互匹配原则。锚杆各构件，包括托板、螺母、钢带等的参数与力学性能应相互匹配，锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配，以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用；
6）可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性，有利于井下施工管理和掘进速度的提高；
7）在保证巷道支护效果和安全程度，技术上可行、施工上可操作的条件下，做到经济合理，有利于降低巷道支护综合成本。
4.2巷道支护方案
4.2.133403工作面概况
双柳煤矿33403工作面主采属二叠系山西组下段顶部(3+4)#煤煤层，煤层总厚2.47m~4.0m，平均厚度3.42m；该煤层区内稳定，结构复杂，含两层左右黑色泥岩夹矸层；煤层倾角0°~10°，平均4°。开采的(3+4)#煤层伪顶：泥岩，局部发育，灰黑色，厚度0.5m；直接顶：砂岩、砂质泥岩，由下至上灰白色-灰黑色，粒度由粗—中粒变为细粒，水平层理，含砂均匀，夹粉砂岩条带，厚度12.94m~15.53m，均厚13.4m。老顶：K4砂岩，灰白色粗粒砂岩，厚度4.4m。直接底：砂质泥岩为主，发育斜裂隙，半坚硬，厚度5.65m。
4.2.2断面设计
考虑到33403工作面尾巷在掘进过程中设备尺寸，通风要求和巷道围岩变形预留量，设计33403工作面尾巷尺寸如下：断面为矩形，巷道宽4600mm，高3000mm，掘进断面为13.8m2。
4.2.3支护方案
经理论分析结果，再结合工程类比分析，确定33403工作面尾巷锚杆支护初始设计如下：
巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统，并进行锚索补强。
1）顶板支护
锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M22。
锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2355，另一支规格为Z2355。钻孔直径为28mm，锚固长度为1500mm。
锚杆初始预紧力：设计初始预紧力为300N·m。
W钢带规格：采用厚3mm的钢板滚压而成，宽度280mm，长度4.2m。
托盘：采用拱型高强度托盘，托板规格为130×130×10mm。
锚杆布置：锚杆排距1000mm，每排5根锚杆，间距1000mm。
锚索：单根钢绞线，φ17.8mm，长度6.4m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2355，两支规格为Z2355。每排2根，间距为1.8m，排距为2.0m。托板规格为300×300×16mm。
2）巷帮支护（两帮支护完全相同）
锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.0m，杆尾螺纹为M22。
锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2355，另一支规格为Z2355。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。
锚杆初始预紧力：设计初始预紧力为300N·m。
托盘：采用拱型高强度托盘，托板规格为130×130×10mm。
W型护板规格：采用厚3mm，宽280mm底钢板滚压而成，长度400mm。
锚杆布置：锚杆排距1000mm，每排3根锚杆，间距1000mm。
巷道网片采用双抗网，规格为10×1.1m。
5运用效果分析
目前，33403综采工作面已推进3/4，通过33403尾巷实测，发现该尾巷无顶板下沉、底臌、两帮收缩、顶帮失效锚杆等现象，该尾巷完全可以作为下一个工作面33405综采工作面材料巷。
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