常 博，劉旭東，張傳明，賈 沖，閆瑞兵，任 杰

(1.國家能源集團 新疆能源有限責任公司，新疆 烏魯木齊 830027；2.新汶礦業(yè)集團物資供銷有限責任公司，山東 泰安 271000；3.西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054)

0 引 言

巷道掘進與支護是井工開采的關鍵技術之一，是保證煤礦安全、高效建設與生產的必要基礎[1]?，F(xiàn)階段，巷道掘進與綜放開采過程中產生的巷道圍巖大變形與失穩(wěn)問題，嚴重制約了礦井的安全高效開采。

關于巷道大變形的產生機理，國內學者取得了許多成果。孫藝丹等[2]根據彈性理論和應力波理論，分析了高地應力狀態(tài)巷道開采工程動力擾動導致巷道圍巖失穩(wěn)機理。李樹剛等[3]運用UDEC數值計算軟件，揭示了破碎圍巖動壓巷道變形破壞的漸近發(fā)展規(guī)律，得出其圍巖局部關鍵部位的破壞，導致了巷道其他部位失穩(wěn)。張官禹等[4]通過圍巖變形監(jiān)測與現(xiàn)場觀察，得到軟巖巷道底鼓的關鍵影響因素主要為底板巖性和結構狀態(tài)、巖層應力、支護強度、水理作用。針對急傾斜煤層巷道及其圍巖的變形破壞問題，諸多學者采用多種方法進行了深入研究，其中來興平等[5]構建了急傾斜煤巖動態(tài)破壞特征模型，揭示了開采擾動誘發(fā)急斜煤巖體動力失穩(wěn)時空演化特征。鄒磊等[6]通過圍巖松動范圍監(jiān)測分析，得到了急傾斜煤層巷道地質構造復雜而呈現(xiàn)出煤層錯位、松散、破碎的分布特征。屠洪盛等[7]采用數值模擬和現(xiàn)場實測，得到了急傾斜工作面回采巷道受力和破壞具有明顯的非對稱性特征。黃慶享等[8]通過急傾斜煤層大范圍開采過程的圍巖運動，揭示了頂幫下挫和底幫下滑式的非對稱變形機理。馬振乾等[9]采用數值實驗方法研究了急傾斜煤層巷道圍巖應力和位移分布特征，得到了巷道頂部自然平衡拱逐漸沿煤層傾斜面向上擴展的規(guī)律。鞠文君等[10]提出了以“錯峰調壓+爆破切頂+強力支護”為核心的急傾斜特厚煤層分層同采巷道沖擊地壓控制技術。王寧波等[11]通過巷道圍巖質量與離層區(qū)分布位置，得到急傾斜特厚煤層巷道圍巖破碎呈分區(qū)分布特征。

煤巖互層巷道處于不同厚度、不同強度的煤巖體交互圍巖之中，其所處環(huán)境較單一巖性的巷道更為復雜，各類巖性承載能力懸殊，常有圍巖大變形發(fā)生。在煤巖互層巷道研究方面，楊帆等[12]基于互層巷道變形破壞特征，提出在錨-網-索耦合支護基礎上，利用錨索、底角錨桿等對變形破壞關鍵部位進行加強支護的方法。種照輝[13-14]研究了斜梯形和直墻半圓拱形巷道斷面對煤巖互層巷道的適應性，掌握了各影響因素敏感性排序，提出了煤巖互層頂板巷道失穩(wěn)控制對策。

諸多學者[15-18]對急傾斜或巷道的變形問題進行了著有成效的分析，但對急傾斜煤巖互層巷道的研究相對較少，為此筆者針對烏東煤礦急傾斜煤巖互層巷道變形問題，采用現(xiàn)場監(jiān)測與數值模擬實驗方法，分析急傾斜煤巖互層巷道的變形規(guī)律及其變形機理，研究結果為急傾斜煤巖互層巷道的變形控制提供科學依據。

1 工程背景

烏東煤礦+400 m水平B8集中運輸大巷為急傾斜的煤巖交互層巷道，巷道設計總長為3 939 m，其中南區(qū)段長786 m、陳興遠煤礦段長1 090 m、西區(qū)段長2 063 m。

B8巷道沿煤層走向布置，垂直地應力7.90 MPa，水平地應力24.3 MPa，地應力場中的水平主應力為最大主應力，約為垂直地應力的3.08倍，優(yōu)勢方向為近南北向。B8急傾斜煤巖互層巷道平面位置分布圖如圖1所示，巷道開口位于B13-14煤層區(qū)域附近的煤巖互層中，煤層總厚度約3.5 m，B13-14煤層東西兩端厚中部略小于兩端，煤層走向大致為N60°E，傾向330°，傾角83°～89°，平均傾角87°。

圖1 B8急傾斜煤巖互層巷道平面位置分布Fig.1 Plane position distribution map of B8 steeply inclined coal-rock interbedded roadway

巷道支護設計圖如圖2所示，巷道斷面形式為圓弧拱，自西向東坡度為1.4°，設計巷寬5.60 m，凈寬5.40 m；掘高3.60 m，凈高3.50 m，巷道采用錨桿+錨索+錨網+鋼帶+噴漿聯(lián)合支護。巷道采用?12 mm 鋼筋焊接的梯型鋼帶，組合等強螺紋鋼錨桿支護及噴漿聯(lián)合支護。錨桿初始設計為?20 mm×2 500 mm，每排14根，間排距為800 mm×800 mm，使用MSCKa2335型樹脂藥卷錨固，錨桿轉矩不小于100 N·m，托板采用140 mm×140 mm×10 mm碟形托板。錨索規(guī)格為?21.6 mm×8 000 mm型鋼絞線錨索，間排距為2 000 mm×3 000 mm。

圖2 巷道支護設計示意Fig.2 Initial roadway support drawing

2 巷道變形聯(lián)合監(jiān)測實驗設備與方案

采用多參數物理力學測試儀器與裝置，對礦井圍巖穩(wěn)定性進行現(xiàn)場監(jiān)測評估，進行B8巷道鉆孔窺視、錨桿無損檢測與表面位移監(jiān)測，分析巷道裂隙發(fā)育規(guī)律及變形特征，為后續(xù)巷道支護模擬研究奠定基礎。

2.1 聯(lián)合監(jiān)測設備

互層巷道大變形的多參量聯(lián)合監(jiān)測設備如圖3所示，圖3a為CXK12(A)鉆孔窺視儀設備，為掌握掘進擾動影響下其南幫與北幫的圍巖破碎情況，選用鉆孔窺視儀對圍巖裂隙發(fā)育程度進行直接觀測。

圖3 互層大巷大變形多參量聯(lián)合監(jiān)測設備Fig.3 Multi-parameter joint monitoring equipment for large deformation of interlayer roadway

錨桿錨固質量無損檢測采用的GD-RBT錨桿質量檢測儀如圖3b所示，通過對信號進行處理和分析，確定錨桿長度以及灌漿的整體質量。

2.2 聯(lián)合監(jiān)測方案

為詳細掌握煤巖互層巷道的圍巖裂隙發(fā)育特征，應用CXK12(A)鉆孔窺視儀探測巷道掘進工作面附近的裂隙發(fā)育特征，并進行錨桿無損檢測與變形檢測，其急傾斜煤巖互層巷道聯(lián)合監(jiān)測示意如圖4所示。巷道兩幫鉆孔窺視圖如圖4a所示，方案選取巷道掘進工作面后方80 m位置，在南、北兩幫各布置一組鉆孔，分別為1號,2號鉆孔，兩孔水平距離1 m，沿煤層走向方向布置，其1號,2號鉆孔水平角分別為30°、50°，兩鉆孔的仰角均為10°，孔深均為40 m。

圖4 急傾斜煤巖互層巷道聯(lián)合監(jiān)測示意Fig.4 Schematic diagram of joint monitoring of steep coal rock interbedded roadway

錨桿無損檢測點示意如圖4b所示，由于現(xiàn)場巷道主要為底鼓變形，因而本次監(jiān)測的每個斷面選取了靠近南幫的2根錨桿，進行已返修巷道及前后幫鼓較嚴重范圍的錨桿質量檢測，檢測45個斷面總計90根錨桿。同時采用十字布點法，在距B8-B13石門275.6、290.8 m的兩幫中部水平方向位置設置2處兩幫收斂觀測點進行巷道斷面監(jiān)測分析。

3 煤巖互層巷道聯(lián)合監(jiān)測結果

3.1 煤巖互層巷道圍巖內部裂隙分布特征

采用鉆孔窺視儀分別對北幫1號孔、南幫2號孔的圍巖裂隙發(fā)育程度進行監(jiān)測，得到B8巷道北幫、南幫的鉆孔窺視特征分別如圖5、圖6所示。

圖5 B8集中運輸大巷北幫不同深度鉆孔窺視特征Fig.5 Snooping characteristics of boreholes on north side of B8 centralized transportation roadway

圖6 B8集中運輸大巷南幫不同深度鉆孔窺視特征Fig.6 Snooping characteristics of boreholes in south side of B8 centralized transportation roadway

由巷道北幫鉆孔窺視特征可知，北幫圍巖整體縱向裂隙發(fā)育明顯，淺部孔內含水較少，中部泥沙較多。淺部鉆孔壁層理發(fā)育，鉆孔深度為9 m處孔壁出現(xiàn)縱向裂隙，隨著探頭推進，由巖層進入煤層的煤壁較為破碎，碎石落下泥沙也相應增多。鉆孔深度為13～14 m泥沙增多，由此可知，孔壁裂隙發(fā)育導致孔內水流量減少。鉆孔深度超過18 m之后，孔內碎石較多，孔壁發(fā)生剪切錯動；鉆孔深度為在24 m處時孔內充滿碎石且鉆孔難以推進。

由圖6的B8集中運輸大巷南幫鉆孔窺視特征中可以看出，在鉆孔深度為3 m處孔徑縮小，孔壁碎石粒增多，孔壁較破碎；縱向裂縫逐漸變寬，裂隙沿孔壁兩側向前延伸?？變人吭阢@孔深度為22.6 m處突然增多，隨后22.7 m處的涌水量增大，繼續(xù)向前推進至25.2 m處煤巖交界處出現(xiàn)錯動，發(fā)生卡鉆現(xiàn)象。鉆孔深度為28.4 m處水量減少，裂紋明顯，孔壁有碎石落下；在29 m處出現(xiàn)煤巖互層，孔徑縮小并且有碎石掉落，同時鉆頭也難以推進。

將斜孔觀測結果換算為垂直于兩幫的距離，通過對鉆孔窺視觀測到的各階段煤巖特征分布及其破壞情況，得到了巷道左右兩幫的煤巖分布特征，其巷道圍巖的煤巖綜合柱狀圖如圖7所示，其巷道位置區(qū)域為“泥巖-煤層-砂巖-煤層-砂巖” 的煤巖互層分布狀態(tài)，巷道左右的頂底板區(qū)域亦存在明顯的急傾斜煤巖互層分布狀態(tài)，根據現(xiàn)場測點的煤巖分布特征，為后續(xù)支護效果的數值模擬研究提供了基礎參數。

圖7 巷道周圍煤巖綜合柱狀圖Fig.7 Comprehensive histogram of coal and rock around roadway

3.2 煤巖互層巷道錨桿支護情況及巷道變形特征

為保證B8巷道安全掘進，在距石門272.0～308.0 m的范圍內，展開B8巷道的錨桿支護情況及變形特征分析，繼而為后續(xù)巷道變形機理提供基礎數據支撐。以首次錨桿檢測為例，錨桿分析軟件分析界面如圖8所示，該數據下共有7個波形圖，其中現(xiàn)場實測6個，合成波形1個。對選取的波形圖進行分析(紅框區(qū)域)，分析類型選取相位分析(黃框區(qū)域)，1號點位于波形開始位置，5號點處于相位發(fā)生畸變的峰值位置，定為桿頭；6號點位置處于相位為0點處，相位前后斜率發(fā)生微小變化，定為外露端；3號點處波形圖發(fā)生明顯畸變，定為錨固端；4號點位置波形圖發(fā)生明顯畸變且變化幅度較大，定為桿尾。

圖8 錨桿分析軟件分析界面Fig.8 Interface diagram of bolt analysis software

錨桿錨固質量監(jiān)測統(tǒng)計結果見表1，其中3次檢測過程中45處斷面存在受損的14處錨桿。表中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ分別為第1、第2、第3次的錨固質量監(jiān)測，通過測試結果得到的錨桿其實測長度、外露段長度、孔內長度、錨固段長度、自由段長度，繼而結合錨固密實度評判標準確定出各端面的錨桿錨固等級。

表1 錨桿錨固質量監(jiān)測統(tǒng)計結果Table 1 Anchor bolt anchorage quality monitoring statistical results

錨桿外露端因環(huán)境影響而發(fā)生部分銹蝕，在地應力的長期作用下，錨桿有效錨固段長度發(fā)生變化。

第1次測試后，共5處錨桿的外露端部分銹蝕較重，錨固段占比降低，其錨桿支護質量較低；第2次測試后，288.0-02號新增1處錨桿的錨桿支護質量較低；第3次測試后，新增9處錨桿的錨固段占比降低，其錨桿支護質量較低。至巷道變形穩(wěn)定相對后，90處錨桿中共15處存在錨桿質量較低的情況，占比達16.67%。

B8巷道兩幫收斂變化趨勢特征如圖9所示，距石門275.6 m處的巷道兩幫在前5 d的監(jiān)測過程中收斂趨勢明顯，“趨于穩(wěn)定期”的時間約9 d，監(jiān)測進行14 d后進入穩(wěn)定期，距石門290.8 m處的巷道兩幫“收斂期”、“趨于穩(wěn)定期”、“穩(wěn)定期”的時長與距石門275.6 m處的巷道兩幫相同，斷面變形穩(wěn)定后，距石門275.6、290.8 m處的巷道寬分別為5.01、5.16 m，其變形量分別為1.19,0.95 m。由此可知，巷道“收斂期”存在5 d左右的蠕變特征，為此施工作業(yè)應避開巷道的收斂期。

圖9 B8巷道兩幫收斂變化趨勢特征Fig.9 Characteristics of convergence trend of the two sides of B8 roadway

B8巷道兩幫變化呈現(xiàn)明顯的階段性趨勢，主要為“收斂期-趨于穩(wěn)定期-穩(wěn)定期”的變化過程。其巷道“收斂期”的單日變形量位于0.10～0.20 m、“趨于穩(wěn)定期”的單日變形量位于0.02～0.08 m、“穩(wěn)定期”的單日變形量基本為0。

通過巷道兩幫移近量、頂板下沉監(jiān)測以及現(xiàn)場巷道變形規(guī)律可知：巷道底鼓0.75～0.80 m遠大于頂部下沉的0.03～0.05 m，巷道寬度變化0.95～1.40 m，其南幫幫鼓0.60～1.00 m，北幫幫鼓0.20～0.40 m；經現(xiàn)場拉拔力實驗，北幫錨桿錯固力大于60 kN，錨桿合格；南幫錨桿錨固力30 kN時被拉出，錨固質量較低。南幫50～75 m施工幫一根幫錨索，現(xiàn)場測得錨索周圍500 m左右巷道的幫鼓為0.40 m左右，超出錨索控制范圍。由此判斷巷道南幫5 m左右煤巖體整體向巷道側鼓出，且錨桿控制范圍幫鼓大于錨索控制范圍幫鼓。

4 急傾斜煤巖互層巷道變形機理

以烏東煤礦地質條件為原型開展數值模擬實驗分析，通過現(xiàn)場調研及采樣獲取研究區(qū)域地質條件，得到模擬實驗原型及其相關參數(表2)，據此開展數值模擬實驗，分析+400水平B8集中運輸大巷巷道變形與應力分布特征。采用具有大變形特征的離散元3DEC數值計算模擬軟件，分析集中運輸大巷巷道變形；采用具有漸變特征的有限元FLAC3D數值計算模擬軟件，分析集中運輸大巷巷道變形，綜合研究集中運輸大巷掘進的巷道變形與應力分布特征。

表2 急傾斜煤巖互層巷道物理力學參數Table 2 Physical and mechanical parameters of steeply inclined coal-rock interbedded roadway

4.1 3DEC模型設計與巷道圍巖變形分布特征

基于離散元3DEC(3 Dimension Distinct Element Code)數值模擬技術，結合綜合柱狀圖中的煤巖層平均高度構建B8集中運輸大巷掘進模型，完成覆巖位移場演化規(guī)律分析，從而得出掘進影響下的煤巖互層巷道圍巖位移變化特征。3DEC數值模擬的模型構建如圖10所示，模型采用的外形尺寸(長×寬×高)為=40 m×6 m×35 m，其巷道尺寸與實際尺寸保持一致，即巷道寬5.6 m、高3.5 m，巷道埋深為400 m，其巷道內部煤層交錯分布的厚度分別為2.15,0.50 m。因3DEC運行限制較高，模型寬度設計為6 m。

圖10 3DEC數值計算巷道模型與支護構建Fig.10 3DEC numerical calculation roadway model and support construction

錨索梁長度為10 m，間隔3 m交錯分布。錨桿與錨索的構建長度與步距均與實際相同。巷道南北兩幫為錨桿，巷道頂板為錨桿與錨梁的混合支護結構，錨桿抗拉強度設置為500 MPa。數值模型初始條件設置的重力加速度為9.8 m/s2，模型表面施加的初始應力與地應力測試結果保持一致，即模型施加的垂直應力為7.90 MPa，水平應力為24.3 MPa，模型前后、左右、下共5個表面設置的變形限制為0.1 m。

3DEC模擬計算的B8巷道位移場分布特征如圖11所示，在對稱性的支護條件作用下，急傾斜煤巖互層巷道在復雜的地質環(huán)境影響下，呈現(xiàn)出明顯的非對稱性變化特征。巷道南幫在上下部巖層空間的聯(lián)合擠壓作用下，而發(fā)生南幫圍巖的“三角形”集中區(qū)域大范圍變形的現(xiàn)象，而巷道北幫的變形區(qū)域范圍較小，同時在巷道頂底板存在一定的飛矸效應。其中，巷道開挖結束后的巷道底臌量基本位于550 mm、頂板下沉量大多處于300 mm內，巷道頂板下次量明顯大于巷道底臌。同時，南幫變形量達到600 mm，明顯大于巷道北幫變形量的250 mm，模擬計算所得巷道變形呈現(xiàn)出底臌量明顯大于頂板下沉、南幫變形量明顯大于北幫的特點。模擬結果的變形量與變形特征與現(xiàn)場實測結果高度一致，具有較好的模擬效果。

圖11 3DEC模擬計算的B8巷道位移場分布特征Fig.11 Distribution characteristics of displacement field in B8 roadway simulated by 3DEC

3DEC模擬巷道圍巖變形與錨桿位移分布特征如圖12所示，其中如圖12a為巷道圍巖變形特征，巷道開挖集中表現(xiàn)為巷道南幫的泥巖大范圍的集中破壞與變形，且B12煤的上部區(qū)域存在明顯的鼓起，形成較大的變形，南幫內部的中間夾矸巖層以內的巖層區(qū)域相對較為完整。錨桿位移分布特征如圖12b所示，巷道開挖結束時北幫錨桿狀態(tài)相對良好，南幫與靠近南幫頂板的錨桿位移變形量較大，南幫錨桿變形量普遍為52.5 mm，靠近南幫的頂板局部受南幫鼓起與頂板下沉的雙重影響使得拉伸變形量達到111.5 mm。受急傾斜煤巖互層巷道的變形影響，其錨桿與巷道變形呈現(xiàn)出相同的位移分布特征，即巷道頂板的錨桿變形量明顯大于底板，巷道南幫的錨桿變形量明顯大于北幫，且巷道錨桿的大變形區(qū)域集中分布在巷道南幫與頂板的交界位置，錨桿變形亦呈現(xiàn)出明顯的非對稱變形特征。

圖12 3DEC模擬的巷道變形與錨桿位移分布特征Fig.12 Distribution characteristics of roadway deformation and bolt displacement simulated by 3DEC

4.2 FLAC模型設計與巷道圍巖應力分布特征

基于有限元FLAC3D(Fast Lagrangian Analysis of Continua)數值模擬技術，進行的FLAC3D數值計算巷道模型與支護構建如圖13所示，模型采用外形尺寸(長×寬×高)為=40 m×25 m×35 m。因FLAC3D運行限制較小，模型的寬度設計為25 m。巷道支護的錨索梁長度為10 m，間隔3 m交錯分布，錨桿與錨索的構建長度與步距均與實際相同。數值模型的重力與應力初始條件與3DEC模型一致，同時模型的前后、左右、下共5個表面設置的變形限制為0.1 m。

圖13 FLAC3D數值計算巷道模型與支護構建Fig.13 FLAC3D numerical calculation roadway Model and support Construction

FLAC3D模擬的巷道圍巖與錨桿應力分布特征如圖14所示，其中圖14a為巷道圍巖應力分布特征，巷道開挖運行后，兩幫內部巖層出現(xiàn)明顯方的應力集中，其中南幫內側2號夾矸應力集中效應略低于北幫內測粉砂巖的應力集中效應，運行過程中兩幫內的應力集中效應逐漸增強，至運行結束，北幫內與南幫內的集中應力分別達到了40.78 MPa與22.50 MPa，由于巷道南幫的集中大范圍破斷，其集中能量有效釋放，而北幫的巷道巖層相對穩(wěn)定，因而北幫巷道承載了上部覆巖的集中作用，使得巷道北幫的巖層集中應力明顯大于南幫。

圖14 FLAC3D模擬的巷道圍巖與錨桿應力分布特征Fig.14 Stress distribution characteristics of roadway surrounding rock and bolt simulated by FLAC3D

錨桿應力分布特征如圖14b所示，巷道開挖后，巷道北幫的錨桿狀態(tài)相對良好，巷道南幫與靠近南幫頂板的錨桿承受拉應力較大，南幫錨桿承受拉應力局部達到75 MPa，巷道頂板因錨桿/錨索的支護效果較好，使得位移變形量小，同時錨桿與錨索本身承受的應力較大。在巷道北幫與頂板的交接區(qū)域位置，圍巖變形量較小，其錨桿所受的拉應力較強。

4.3 急傾斜煤巖互層巷道變形機理

B8巷道具有兩幫松軟(煤與泥巖)、上下錯位(近直立煤巖)、巖性多樣(泥巖、煤、夾矸間隔交錯)等復雜地質影響的特點，其巷道北幫的變化區(qū)域范圍較小，僅有北幫內側0.74 m的泥巖與夾煤的變化較為明顯；而巷道南幫的變化區(qū)域范圍較大，南幫內側泥巖與B12煤上部區(qū)域共1.82 m的區(qū)域范圍變化明顯，夾矸相對較為完整；頂底板的變化范圍較廣，靠近南幫的頂底板變形量較大。

急傾斜煤巖互層巷道變形示意如圖15所示，急傾斜煤巖互層巷道北幫變形量較小，相對較為完整，使得北幫巖層承受覆巖作用較大，集中應力明顯，而巷道頂底與南幫變形范圍較大，使得巖層擠壓作用部分釋放，應力較小，而距離南幫約4 m處的夾矸相對無明顯變化，其應力集中的效應較弱。

圖15 急傾斜煤巖互層巷道變形示意Fig.15 Schematic diagram of deformation of steeply inclined coal-rock interbedded roadway

由于急傾斜煤巖層地質因素的影響，巷道圍巖的垂向裂隙較為發(fā)育，結構面容易弱化形成強度較低的軟弱夾層，在水平應力的作用下，軟弱夾層極易發(fā)生結構面間的錯動變形，加之巖層內部的擠壓力作用，繼而產生巖層的離層變形，最終導致巷道南幫幫鼓大變形現(xiàn)象；水平應力影響下南幫粉砂巖、泥巖均表現(xiàn)出向下運動趨勢，因而巷道南幫幫鼓明顯大于北幫，兩幫呈現(xiàn)巷道底臌南高北低的不對稱變形特征，南幫變形失穩(wěn)后，使得巷道北幫巖層承受覆巖作用較大，應力集中效應較強。

5 結 論

1)急傾斜煤巖互層的B8巷道幫孔水平主應力為最大主應力，平均值為24.3 MPa，約為垂直地應力的3.08倍，其優(yōu)勢方向為近南北向。由巖層進入煤層臨界區(qū)域后的煤壁較為破碎，碎石落下泥沙相應增多，其孔壁逐漸發(fā)生剪切錯動。

2)急傾斜煤巖互層巷道明顯的非對稱變形特征，巷道兩幫呈現(xiàn)出“收斂期-趨于穩(wěn)定期-穩(wěn)定期”的階段性趨勢，其巷道“收斂期”的單日變形量為0.10～0.20 m，為此施工作業(yè)應避開巷道的5 d左右的收斂期。返修階段巷道變形對錨桿造成破壞，至巷道變形穩(wěn)定相對后，90處錨桿中共有15處存在錨桿質量較低的情況，占比達到16.67%。

3)急傾斜煤巖層受復雜地質因素影響，巷道圍巖垂向裂隙較為發(fā)育，在水平應力影響下，結構面容易弱化形成軟弱夾層，從而易發(fā)生結構面的錯動變形，加之巖層內部的擠壓作用，使得南幫粉砂巖、泥巖均表現(xiàn)出向下運動趨勢，因而巷道南幫幫鼓明顯大于北幫，巷道底鼓呈現(xiàn)南高北低的不對稱變形特征，南幫變形失穩(wěn)后，使得巷道北幫巖層承受覆巖作用較大，應力集中效應較強。