深井下層煤回采巷道受采動影響錨固支護承載力規律實測分析

劉家鵬，王威欽，徐景果，胡烈飛

(1.陜西彬長大佛寺礦業有限公司， 陜西 咸陽 712000；2.西安建筑科技大學資源工程學院，陜西省巖土與地下空間工程重點實驗室， 陜西 西安 710055)

0 引言

近距離煤層由于井田內相鄰2層煤的層間距很近，開采時相互間具有顯著影響[1]。國內外關于近距離煤層開采的常用方法為先開采上層煤，待頂板垮落穩定后再回采下層煤。有些采用聯合布置的方法[2]，該方法上下煤層工作面保持合理的錯距同采，在實際生產中實施協調開采工作的難度較大，對下層煤的回采影響也較大。上位煤層回采破壞了巖層應力平衡狀態，頂底板巖石發生塑性變形，巖體內部的應力重新分布，采空區應力降低，區段煤柱上產生應力集中。上層煤采動必然影響下位煤層圍巖應力狀態，將會引起巷道變形破壞嚴重，給巷道維護造成很大困難，影響巷道掘進速度和穩定時間。因此，上位煤層采動后，下位煤層工作面的巷道布置和穩定控制是近距離煤層群開采過程中的一個難題。

針對這一難題，相關研究從以下方面進行解決：工作面合理區段煤柱留設及應力分布和破壞特征[3-4]。上煤層采空區覆巖移動和破壞規律[5]；近距離煤層開采下部煤層回采巷道布置[6]；受上煤層采空區、遺留煤柱和本煤層工作面回采動壓影響下巷道的破壞特征及支護結構的有效性。針對巷道破壞特征和支護，相關研究[7]采用理論分析、數值模擬及現場實測等方法對受上煤層采空區遺留煤柱、本煤層鄰近工作面動壓的下層煤回采巷道出現的冒頂和底鼓等現象進行了研究，探討了巷道失穩機制，提出了加強下位回采巷道穩定性的技術措施；相關研究[8]采用理論分析與數值模擬等手段對具體煤礦近上位煤層開采后造成的底板破壞深度、殘留煤柱在底板的應力分布以及巷道在非均布載荷下易于破壞的原因進行研究。結果表明：煤層開采引起的側向支承壓力對底板造成的最大破壞深度波及到下位煤層巷道所在水平；在煤柱兩側邊緣出現一定范圍的應力降低區，煤柱正下方出現一定范圍的應力增高區，煤柱底板的應力分布具有明顯的非均勻性；下位煤層巷道在非均布荷載作用下，更易出現局部拉應力過大，從而造成巷道變形破壞。相關研究[9]通過對房柱采空區下近距離兩煤層頂板砌體結構進行系統分析，提出了非連續均載作用下的砌體結構承載運動特征普適模型、房柱采空區下兩煤層“老頂-多煤柱-直接頂-支架”組合結構系統受力運動特征典型模型等。

總結國內關于極近距離煤層回采巷道布置的研究，一般認為：將下部煤層回采巷道布置在上部殘留煤柱形成的應力降低區內，避開煤柱壓力集中區是合適的，易于維護。然而，經現場實踐證明，即使巷道處于應力降低區內，下部煤層回采時巷道的變形和破壞仍然很嚴重，維護十分困難。

由以上分析可知，針對近距離煤層群上層煤回采對下層煤的的影響以及下層煤工作面順槽錨固支護構建的受力特征研究主要采用理論分析及數值模擬等研究方法，而現場實測的方法較少，同時，相關的錨固支護結構承載力規律并不明確，有待進一步研究。陜煤大佛寺煤礦主采4號煤層，401、402采區南翼4煤和其上方對應的411、412采區4上煤賦存條件特殊，屬中厚煤層與特厚煤層的近距離上下組合煤層組，2個煤層均為高瓦斯、自燃煤層。為保證礦井正常產量，大佛寺煤礦開采設計為411采區與401采區重疊布置，其中4上煤采用綜采，4煤采用綜放。因此，上、下煤層開采中所涉及的圍巖破壞和巷道穩定問題較多。本文針對大佛寺煤礦上位41201工作面采空區下的40111工作面在回采中巷道的穩定性及巷道錨固支護的有效性，考慮上層煤采動后底板破壞深度及殘留煤柱形成的應力集中對下層煤巷道位置的影響，在合理選擇了工作面布置、巷道位置和煤柱寬度的基礎上，對近距離煤層綜放回采巷道穩定性及錨固支護的承載力規律進行研究，為巷道支護設計和優化提供依據。

1 工程概況及工作面布置

1.1 工程概況

40111工作面位于401采區西翼，最低埋深538.1 m，屬于深部開采。40111工作面垂直401采區南北大巷布置，工作面走向長1 856 m，傾向長度220 m，可采長度1 726 m，面積409 200 m2。采用“一面三巷”布置，由南向北分別為運順、高抽巷、回順，工作面順槽垂直4煤2#輔運大巷布置。井下相對位置如圖1所示。工作面采用后退式走向長壁綜合機械化放頂煤開采，全部垮落法管理頂板。

圖1 40111工作面運順位置平面圖

1.2 工作面布置

40111工作面采用4煤、4上煤聯合布置，工作面開采東部為4煤大巷保護煤柱，西部4上煤為41201工作面采空區，4煤為未采區。工作面北側為40109工作面采空區，隔水煤柱留設寬度48 m，南側為西部大巷保護煤柱，上覆為41106工作面采空區，煤層隔厚在8 m～30 m之間，整體呈工作面西薄東厚分布。40111工作面4煤與4上煤柱狀圖如圖2所示?；仨?上巷)內錯13 m，運順(下巷)外擴42.5 m。

圖2 40111工作面4煤與4上煤柱狀圖

根據采空區底板圍巖應力分布規律結合401采區西翼40109工作面巷道布置經驗，40111回順與41106回順內錯13 m布置在41106采空區下方，里段1 030 m距40109回順煤柱48.5 m，外段740 m距40109泄水巷煤柱為30 m。40111運順與41106運順外鎖42 m布置在實煤體內，40111切眼內錯41106切眼2 m布置在41106采空區下方。距4煤2#輔運大巷67m平行布置設備列車硐室與運、回順連通，作為回順掘進期間的運煤通道。40111回順相對位置如圖3所示。

圖3 40111工作面位置剖面圖

運順設計寬度5.4 m，寬度3.5 m，毛斷面18.9 m2。

2 錨固支護承載力現場測試

錨桿(索)荷載監測是測試巷道支護后錨索實際受力狀態的一種原位測試方法，主要反映錨桿(索)、鎖具和托板等構件對圍巖的實際支護阻力，是錨桿(索)支護軟巖巷道監測的一項重要內容。錨桿(索)荷載觀測的目的是為了分析錨桿(索)支護巷道在服務期間錨桿(索)的實際承受荷載變化情況，監測錨桿(索)工作狀態，分析錨桿索協同關系，為優化錨固支護參數提供基礎數據。

根據大佛寺煤礦4煤賦存條件，監測上層煤煤柱下方巷道受工作面采動影響后的巷道圍巖活動規律、支護體實際承受載荷及其變化。在40111工作面運輸順槽布置測站，對巷道錨固支護的實際承載狀況進行系統跟蹤監測。在總結分析測試結果的基礎上，分析支護體實際承受載荷與煤巷圍巖內部變形關系，揭示補強支護對控制圍巖變形的作用；總結在40111工作面回采過程中的順槽圍巖活動規律，為4煤的巷道支護參數優化提供基礎資料，并為后期全礦其他受相鄰工作面回采影響巷道錨固支護參數設計提供借鑒，保證本工作面的安全高效回采。

2.1 測站布設

測站設計在40111工作面運輸順槽中，位置距離巷道開口1 300 m處。具體位置如圖4所示。

圖4 40111工作面運順測點位置圖

2.2 測試內容

2.2.1 錨桿荷載監測

錨桿荷載采用錨桿測力計進行監測，分別監測錨桿在支護作用過程中產生的托錨力的變化過程。

1) 測量原理。錨桿測力計是測定錨桿受力變化的儀器，通過測量液壓枕油壓確定錨桿尾部承受的載荷。通過對錨桿的監測，以便對錨桿支護質量進行監控，從而達到對巷道圍巖應力的監控。將液壓枕置于錨桿托板下方，錨桿受力擠壓托板，托板將壓力傳遞到液壓枕上，引起液壓枕內油壓增加，壓力表讀出壓力值。經過簡單換算，從而計算出錨桿尾部承受的拉力。

2) 錨桿測力計布置。測力計在其安裝過程中需清晰準確編號。在巷道原錨桿支護中間布置12根測力錨桿，并且自煤柱側幫部下端至工作面幫部下端依次編號，分別為1～12號。具體布置參數：頂板布置6根錨桿，間距為700 mm；煤柱側幫部布置4根錨桿，間距為800 mm；工作面側幫部由于帶式輸送機和管路設置，布置2根錨桿，間距為900 mm。頂部錨桿每根使用1支msk23/35型錨固劑和2支msz23/35型錨固劑，幫部測力錨桿每根使用1支msk23/35型錨固劑和1支msz23/35型錨固劑，測力錨桿的螺母預應力矩為200 N·m。錨桿測力計的具體布置如圖5所示。

3) 儀器安裝。測力錨桿安裝前必須在井下安裝點附近測定初始值，讀數時保證測力錨桿平置，不受外力作用。錨桿托錨力直接通過錨桿測力計測出。采用山東尤洛卡公司生產的錨桿測力計，如圖6所示。其具有環境適應性強，安裝和使用簡單，數據準確、直觀等特點，在監測錨桿(索)軸向力方面性能優越。

安裝測力錨桿前，預先將錨桿測力計及其夾板套在測力錨桿上，并將測力計夾在兩塊夾板中間，然后安裝測力錨桿[10]。

4) 測量方法。托錨力測量方法為直接記錄測力計的數據。對錨桿施加預應力后，記錄測力計的壓力值，即為測力錨桿外端的初始托錨力。

安裝前必須測量初始值，安裝結束后馬上進行第一次讀數。根據前后兩次讀數的差異程度決定觀測頻率，若前后兩次讀數的差別較大，則應減小相鄰兩次觀測的時間間隔，否則應加大相鄰兩次觀測的時間間隔，直到數據趨向穩定。

2.2.2 錨索荷載監測

1) 錨索荷載監測斷面布置參數。在錨桿斷面前后布置一個錨索荷載監測點，監測斷面如圖7所示。A斷面共布置8根錨索。其中，煤柱側幫部布置3根，間距為0.9 m；頂板布置2根，距兩幫的距離分別為0.2 m；工作面側幫部由于帶式輸送機和管路影響，布置3根，間距為0.9 m。B斷面共布置9根錨索。其中，煤柱側幫部布置3根，間距為0.9 m；頂板布置4根，間距為1.4 m；工作面側幫部布置2根，間距為0.9 m。

頂板錨索規格為Φ 21.8×7 100 mm，每根錨索使用1支msk23/35型錨固劑和3支msz23/35型錨固劑，幫部錨索為Φ 21.8×3 500 mm，每根錨索使用1支msk23/35型錨固劑和2支msz23/35型錨固劑。預應力為200 kN。

2) 觀測儀器。錨索荷載采用錨索壓力表進行無損監測。采用圖6所示的錨索壓力表。

3) 儀器安裝。錨索測力計斷面緊臨測力錨桿監測斷面。安裝錨索時，尾端緊貼巷道圍巖表面，由于錨索軸向力直接通過托盤作用于巷道圍巖表面，因此把錨索壓力表套在錨索墊板(托盤或托梁)和外錨固端的鎖具之間，測得錨索工作軸力。安裝時必須按照要求施加錨索預應力。

4) 測量方法。與錨桿測力計相同。

3 破壞區錨固支護構建承載力規律

3.1 錨桿的承載工況分析

圖8為測力錨桿托錨力變化圖。監測過程中，除6號錨桿測力計數據出現故障，未能采集到有效數據之外，其他編號錨桿均采集到有效數據。以下分部位對托錨力的數據進行分析說明。

3.1.1 頂板錨桿(5#～10#)荷載變化規律

頂板錨桿信息如表1所示。隨著工作面推進，頂板錨桿工作過程中，各錨桿托錨力較為穩定，安裝后受力總體趨于穩步上升，在工作面推進距測站250～200 m范圍內，托錨力呈不同程度小幅度上升，說明該處的圍巖受采動影響嚴重；在工作面距測站200 m開始，托錨力產生下降；在工作面推進距測站50 m范圍內，出現小幅度波動。同時，預應力高的錨桿始終維持高支護阻力。5#和7#錨桿在安裝之初預應力較高，安裝后托錨力都緩慢上升，經分析可知，由于有較高的預應力，錨桿安裝初期由于受到頂板圍巖較大變形的影響；隨著工作面的不斷推進，5#在工作面距測站183 m處時，托錨力出現下降，在工作面距測站40 m左右時，產生波谷，分析認為受超前應力影響。7#錨桿與5#有類似的趨勢。由于5#錨桿處于應力集中區，可以看出頂板靠近煤柱側幫部的區域屬于應力集中區，受到較大的工作面采動影響，圍巖內部的變形較大，導致軸力較大。8#、10#錨桿托錨力穩定且受力較小，說明此錨桿沒有起到對圍巖變形控制的作用，錨固效果較差。9#錨桿在安裝后托錨力緩慢持續增加，受超前應力影響較小。8#、9#和10#錨桿的托錨力的監測值變化較小，說明初期預應力較低會導致錨桿對圍巖錨固作用較差，盡管后期隨著工作面推進圍巖發生變形，錨桿依然難以產生較大作用。

圖8 錨桿托錨力變化圖

表1 頂板錨桿信息

由此可以看出，圍巖內裂隙的發育會使錨桿受力增大，當圍巖受壓，原有裂隙閉合，受力會減小。

3.1.2 煤柱側幫錨桿(1#～4#)荷載變化規律

煤柱側幫錨桿信息如表2所示。1#、2#和4#錨桿安裝后錨桿托錨力穩定，變化較??；3#錨桿托錨力減小，變化較大。

隨著工作面的不斷推進，1#錨桿軸力總體呈現不斷下降趨勢，錨桿安裝后受到錨固范圍內圍巖體的剪脹變形作用，而隨著錨固范圍內圍巖變形得到有效控制，受力趨于平穩，由于采動影響的不斷增加，受力緩慢增加。2#錨桿在安裝初期其受力快速下降，然后趨于穩定，在工作面距離測站280 m開始，軸力開始快速上升。說明隨著工作面的推進，該區域巖體受采動影響強烈。3#錨桿安裝后托錨力急劇增加減小到0 kN左右，后趨于平穩，說明錨桿在安裝后由于巷道淺表圍巖的剪脹變形，托錨力呈現快速增加現象，錨桿對圍巖內部變形有了較好控制，使得圍巖不再產生新的變形。4#錨桿安裝后受力開始逐漸緩慢上升，主要是由于巷道圍巖受到較大應力作用，巖體產生顯著剪脹變形；隨著工作面的不斷推進，受力趨于穩定。

表2 煤柱側幫錨桿信息

3.1.3 工作面側幫錨桿(11#和12#)荷載變化規律

11#錨桿位于幫部距頂板1.3 m處，初始托錨力為23.5 kN，12#錨桿位于幫部距底板1.3 m處，初始托錨力為27 kN，11#和12#錨桿的變化幅度較大，說明工作面側幫直接受采動應力影響。

由圖8可知，隨著工作面的不斷推進，11#錨桿托錨力在工作面距測站270 m處下降迅速，在距測站240 m左右快速上升，受工作面超前采動影響，巷道圍巖變形導致托錨力快速增大；在距測站180 m范圍內又快速下降，說明該處錨桿托錨力受工作面采動影響嚴重，在距測站50 m左右開始穩定。12#錨桿托錨力變化規律類似于11#錨桿，變化相對滯后。

由此表明，由于受到工作面回采引起的動壓影響，超前支承壓力導致巷道幫部產生變形，由于幫部表面煤體較為破碎，圍巖承載強度不足，中部圍巖壓力增大，導致托錨力快速增大。由此說明，工作面的采動影響導致巷道圍巖體內部變形與錨桿受力兩指標間的緊密相關性。

3.2 錨索的承載工況分析

測站錨索外端承載力變化如圖9所示。1#～9#錨索布置于A測站。錨索張拉結束后，頂板錨索5#、6#預應力分別為116 kN和132 kN。位于煤柱側幫錨索1#、2#、3#錨索預應力分別為78.3 kN、69.2 kN、172 kN，位于工作面側7#、8#和9#錨索張拉結束后的張拉力分別為37.3 kN、49.4 kN、96.6 kN。其中1#、2#、3#、5#和8#錨索承載力變化規律相似，其值經過初期較快變化后，開始趨于平穩狀態。6#錨索承載力在張拉后產生較小下降，然后趨于平穩，隨后在回采工作面距測站180 m時，產生小幅波動，其承載力降低，工作面距測站25 m左右，承載力快速上升至142 kN；7#錨索承載力在張拉后產生較小下降，然后趨于平穩，隨后工作面距測站180 m時，承載力增加，工作面距測站25 m左右，承載力快速下降至27.8 kN；9#錨索總體趨勢為緩慢下降，中間出現一部分較大波動。預應力高的錨索初始承載力高的錨索(3#、5#和6#)，在支護過程中工作狀態特征一直保持較高的工作阻力，說明預應力對錨索的作用同錨桿相同，安裝初期較高的張拉力，可以提高錨索的工作阻力，充分發揮其主動支護作用。

(a) A斷面示意圖

(b) B斷面示意圖

11#～19#錨索布置于B測站相對應位置，作為測站A的對比。錨索張拉結束后，頂板錨索預應力14#、15#、16#、17#分別為176 kN、144 kN、92.5 kN、147 kN；煤柱側幫錨索11#、12#、13#錨索分別為99.6 kN、121 kN、64.8 kN。其中，11#和17#錨索承載力變化規律相似，開始產生小幅度的承載力增加，然后趨于穩定，12#、13#、14#、15#、16#錨索變化規律相似，開始產生小幅度的承載力減小，然后趨于穩定。工作面側幫18#和19#錨索預應力分別為5.8 kN和5.3 kN，后期變化較小，分析原因可能是由于初始預應力不足，發揮作用較小。預應力高的錨索(14#、15#和17#)，在支護過程中一直保持較高的工作阻力，由此說明，與錨桿作用類似，較高的預應力可以提高錨索的工作阻力，充分發揮其主動支護作用；頂部錨索的承載力普遍大于幫部，說明巷道頂部圍巖體變形嚴重，而錨索初期預應力較大會使得錨索更好地發揮承載性能。

由測站A和B的錨索受力測試結果對比分析可知，首先，錨索在初期張拉時由較高的張拉力，可以更好地發揮錨索的錨固作用，更好地控制巷道圍巖體內部的變形，施加了較高預緊力的錨索很好地發揮了自身的承載作用，而低預緊力錨索未能發揮良好的錨固作用。其次，頂部錨索的承載力多數大于幫部錨索的承載力，說明巷道幫部圍巖體變形嚴重，幫部巷道巖體破碎導致錨索錨固力不足；頂部錨索由于鉆孔角度垂直、孔內清潔度高以及鉆孔成型效果好，鉆孔內部的煤泥容易被水沖出，使得錨索的錨固力增加，而錨索初期張拉力較大會使得錨索更好地發揮承載性能。最后，位于幫部偏下的錨索承載力普遍小于幫部偏上的錨索承載力，同時，幫部偏上錨索后期承載力大于幫部偏下錨索后期承載力。同樣，幫部偏上部位鉆孔內煤泥容易清出，而幫部偏下部位煤泥難以清除，導致幫部偏上錨索初期張拉力大于幫部偏下錨索初期張拉力。綜合以上分析，錨索在工作面采動時控制了巷道圍巖裂隙發育，維護了巷道穩定。

3.3 承載力規律分析

1) 采動應力的影響。由上述分析可知，引起錨桿支護阻力增大的主要原因是該處采動應力影響下圍巖的碎脹變形，圍巖變形越大，錨桿的支護阻力也越大。采動應力對巷道淺部圍巖的影響較大主要是受巷道圍巖的變形量和變形特征的影響；其超前采動影響范圍為250 m左右，超前采動影響強烈影響范圍約為50 m。在上述實測規律指導下，為保證4煤巷道圍巖的穩定性，建議其補強支護須超前工作面位置250 m實施，并在超前工作面位置0～50 m范圍內跟蹤觀測巷道頂幫圍巖變形趨勢。

2) 預應力作用。由錨桿(索)荷載變化規律，錨桿(索)在初期張拉時由較高的預應力，可以更好地發揮錨固作用，更好地控制巷道圍巖體內部的變形，施加了較高預應力的錨索，充分發揮了自身的承載作用，施加了高預應力錨桿會在淺部破碎圍巖區域構成“人工承壓拱”，優化破碎巖體受力，抑制塑性區擴展。而低預應力錨桿(索)未能發揮良好的錨固作用。通過錨桿(索)實際荷載變化規律實測可知，錨桿(索)的初期預應力及其傳遞效果直接決定了主動支護系統的實際承載工況，以及錨桿索承載過程中的增阻速率，即錨桿螺母預應力矩或錨索預應力越高，支護系統支護阻力越大，錨桿索承載結構剛度越高，并在較小的變形狀態下快速產生較高的支護阻力。

由測站錨桿(索)受力的測試結果可以看出，預應力對錨桿(索)的作用類似，初始較高的預應力對錨索發揮作用，控制圍巖變形有很大的幫助。其次，錨桿在初期施加較高的預應力，可以更好地發揮錨桿的錨固作用，更好地控制巷道圍巖體內部的變形，施加了較高預應力的錨桿充分發揮了自身的承載作用，而低預應力錨桿未能發揮良好的錨固作用。錨桿在工作面采動時控制了巷道圍巖裂隙發育，減小了圍巖的位移量，維護了巷道穩定。

3) 錨桿-錨索協同作用關系。錨桿、錨索均是在圍巖表面施加預應力來控制巖體變形，一方面是提高圍巖峰后殘余強度，另一方面將巷道淺部破碎圍巖懸吊在深部完整性較好的巖體內，充分發揮深部巖體承載性能。兩者的作用分別為：當巷道圍巖破碎區域較大及塑性區范圍大時，長度較短的錨桿不能錨固到完整性較好的巖體中，這時錨桿懸吊作用弱，通過錨桿的作用在破碎區建造人工承壓拱，相對錨索較為密集的錨桿托盤在圍巖表面形成約束構件，限制煤巖的變形，此時預應力錨桿會在淺部破碎圍巖區域構成“人工承壓拱”；較長的錨索可以生根于圍巖深部較完整和承載性較好的巖體中，用長錨索固定人工承壓拱，優化破碎巖體受力，抑制塑性區擴展。

4 下煤層巷道支護優化

40111工作面開采煤層4煤，平均厚度12.5 m，留底煤1 m，巷道上方煤厚8 m左右。4煤為層狀構造，條帶狀結構，貝殼狀或階梯狀斷口，硬度系數3.0左右。工作面錨桿(索)支護均在煤層內，因此巷道圍巖屬于中等穩定圍巖Ⅲ類巷道。根據礦井初步設計及巷道錨桿支護形式與主要支護參數選擇表，基于錨固支護的原理[11-13]，結合以往設計經驗，應采取錨桿+錨索+W鋼帶+網對巷道進行支護。因40111工作面布置在41106工作面采空區下方，可能由于礦壓作用，巷道會形成較大的破碎區，應用長錨索固定人工承壓拱并安裝中強外部支撐件。結合礦區聯合開采經驗，運順設計錨索間排距1 600×1 600 mm，每排布置3根。

基于以上設計，所采用的支護方式為:

1) 支護形式。頂板采用金屬螺紋鋼錨桿配以鋼帶、金屬網及錨索進行支護，錨桿規格為Ф 20 mm×2 300 mm，矩形布置間排距700×800 mm，每根使用1支msk23/35型錨固劑和2支msz23/35型錨固劑；錨索采用Ф 18.9×7 100 mm鋼絞線，矩形布置，錨索間排距1 600×1 600 mm。每根錨索使用1支msk23/35型和3支msz23/35型樹脂錨固劑。

幫部采用Ф 18×2 000 mm錨桿配12#菱形網及金屬桁架支護，間排距800×800 mm，每根使用1支msk23/35型和1支msz23/35型樹脂錨固劑。

金屬網采用Ф 6 mm鋼筋網，網幅1 000×2 500 mm，網孔100×100 mm；菱形網網幅1 000×10 000 mm，網孔50×50 mm；運、回順鋼帶規格BHW-280-3.0-5 100 mm；頂部錨索托盤為300×300×16 mm鋼托盤，每個托盤配一個調心球墊使用；幫部錨索托板為150×150×12 mm。

2) 錨桿預應力設計。錨桿預應力設計的原則是控制圍巖不出現明顯離層、滑動與拉應力區。根據工程經驗，以及國內部分礦區試驗數據，結合我國煤巷巷道條件和施工機具，一般可選擇錨桿預應力為屈服載荷的30%～50%[14]。錨桿預應力與錨桿預應力矩成正比。設計錨桿預應力矩200 N·m。

因此，針對大佛寺4煤巷道進行錨固支護設計，頂部錨索設計外露長度為200±10 mm，預應力為220 kN；幫部錨索設計外露長度170±10 mm，預應力不小于150 kN，錨固力不小于250 kN。錨桿外露長度設計為25±15 mm，錨桿的螺母預應力矩須不小于200 N·m，錨固力不小于100 kN。

5 結論

1) 40111運順在工作面回采過程中，其超前采動影響范圍為250 m左右，超前采動影響強烈影響范圍約為50 m。建議在超前工作面位置250 m時實施補強支護措施。

2) 工作面回采過程中，巷道幫部不同位置圍巖的變形存在較大差異。煤柱側幫部圍巖變形較大范圍顯著大于實體煤側。因此，在大佛寺礦4煤巷道補強支護設計或新支護設計時，必須考慮幫部圍巖應力條件和圍巖變形區域分布特征的影響，采用差異化補強參數。

3) 引起錨桿受力增大的主要原因是該處圍巖的碎脹變形。巷道在工作面回采過程中，頂板以整體彎曲下沉特征為主，并且頂中和頂幫過渡位置強烈變形區域差異顯著。其中，頂中強烈離層下沉區域超過錨桿控制范圍，導致錨桿軸力普遍較小。因此，在設計頂板補強支護參數時，應控制頂中深部圍巖的整體彎曲下沉，并同時考慮頂幫過渡位置圍巖變形特征。

4) 錨桿和錨索的預應力及其傳遞效果直接決定了主動支護系統的實際承載能力和承載過程中的增阻速率。預應力越高，支護系統支護阻力越大，錨桿索承載結構剛度越高。針對大佛寺4煤巷道錨固支護，設計錨索預應力為200 kN，錨桿的預應力矩為200 N·m。