锚网索联合支护在大断面煤巷中的支护参数研究

第６３卷第２期　有　色金　属　Ｖｏ１．６３，Ｎｏ．２　Ｍａｙ　２　０　１　１　２　０　１　１年５月　ＮＯＩ１ｆｅｒ／ｏｔｉｓ　Ｍｅｌｍｓ　ＤＯＩ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１００１—０２１１．２０１１．０２．０５４　锚网索联合支护在大断面煤巷中的支护参数研究　杨随木，孙小岩，王素娜　（义马煤业集团股份有限公司，河南三门峡４７２３００）　摘　要：根据锚杆支护理论进行锚杆支护设计，明确了应充分利用锚杆周围煤岩体自身的承载能力；以理论计算为主要依　据，同时考虑工程类比和工程监测情况，在总结以往回采工作面支护效果的基础上，进一步优化设计，成功解决了大断面、全煤巷　道的锚索网支护的技术问题，明确了全煤回采巷道支护参数和支护材料，为以后的类似巷道支护设计提供了重要参考依据；生产　实践表明，设计的锚杆支护参数达到了预期效果，取得了良好的经济效益。　关键词：采矿工程；锚杆；支护参数；支护材料；煤巷　中图分类号ｉＴＤ３５３　文献标识码：Ａ　文章编号：１００１—０２１１（２０１１）０２—０２３０—０３　引言　义马煤业集团股份有限公司通过近几年的探索　和实践，使锚杆支护由单体锚杆支护发展为锚、网、　索组合支护等形式。支护范围逐渐扩大，解决了综　采工作面巷道断面不足、供风困难、材料回收困难等　问题，提高了矿井的生产能力，随着采深的加大，矿　山压力显现日趋明显，出现顶板破碎、煤炮频繁、冲　击地压现象等，造成巷道支护难度越来越大，顶板离　括破坏区和塑性区）会愈来愈大，巷道围岩不可能　处于稳定状态　。　合理的普通锚杆（索）支护，使巷道表面围岩由　因开挖影响形成的双向变为三向应力状态，且锚杆　在煤（岩）体内部形成具有一定承载能力的内部支　护结构。随着巷道围岩的变形，锚杆的工作阻力随　之增大，从而增加了锚杆锚固范围内围岩的强度和　内部支护结构的承载能力，阻止巷道围岩极限平衡　区扩大，减小巷道围岩的变形，使巷道处于稳定状　态　一　层、下沉量、两帮移近量增大，采取单一支护形式难　以满足生产要求。为此，对大断面巷道的支护形式　和支护参数进行了合理的优化设计。　２基本地质情况　耿村煤矿１２１８０工作面煤层结构复杂，厚度较　１　锚杆的作用机理　锚杆（索）支护是通过锚入围岩内部的锚杆　（索）改变围岩本身的力学状态，利用锚杆与围岩的　共同作用，使巷道周围形成稳定的岩石带，达到维护　巷道稳定的目的　。　大，煤层厚度为８．４—１４．４ｍ，平均１Ｉ．０５ｍ，煤层倾　角为８０。～１２０。。煤层单轴抗压强度为１５．５ＭＰａ；伪　顶为０～１ｍ的黑色泥岩，质地松软，极易冒落，直接　顶为灰黑色、黑色泥岩；底板为灰色或者灰黑色细砂　岩、粉砂岩互层。埋深为３８４．９９７～４６１．９５４ｍ，该巷　道为半圆拱，掘宽５．８ｍ，掘高４．１ｍ，沿煤层顶板掘　进，留顶煤。　巷道开挖以后，原有的天然应力状态被破坏，　围岩中应力重新分布，这种变化促使围岩向巷道空　间变形，围岩本身的裂隙发生扩容和扩展，力学性　质不断恶化。在围岩应力条件下，切向应力在洞壁　附近发生应力集中，致使这一区域岩层屈服而进入　极限平衡区宽度。假若不采取适当的支护措施，则　随着时间的推移，巷道围岩的极限平衡区宽度（包　收稿日期：２００８—１２—１５　作者简介：杨随木（１９６１一），男，河南灵宝人，高级工程师，采矿工　程专业，主要从事煤矿技术及管理工作。　３锚杆支护参数合理设计　支护参数的选择对锚杆支护质量至关重要，要　求锚杆加固系统能够提供足够的工作阻力，以保证　巷道围岩的稳定性　。　３．１巷道两帮破坏范围　由于顶煤和直接顶泥岩的厚度较大，按照普氏　破坏拱理论，其冒落形状为拱形　’　，则巷道两帮的　破坏范围为：　第２期　杨随木等：锚网索联合支护在大断面煤巷中支护参数研究　２３１　Ｃ＝［（　ｙＨＢ　）／｛：１００００－　）一１］×ｈ×（４５。一　／２）　（１）　＝１）按加固拱理论，锚杆问排距ｓ．≤０．５　Ｘ　２．２５　１．１２５ｍ。　式中：尼　一巷道周边挤压应力系数，宽高比为　４．８／３．７＝１．３，后　＝２．５；ｙ一岩石密度，　＝２．６ｔ／ｍ　；　２）根据锚固力等于或大于被悬吊软弱岩层质　目　里［１３—１４］　，　曰　一采动影响系数，当两侧均为实体煤时，取Ｂ　＝　１．１５；　一煤的单轴抗压强度，取１０ＭＰａ；　一煤层　的内摩擦角，为４５。；ｈ一巷道高度，为３．７ｍ；Ｈ一埋　深，为４６１．９５４ｍ。将数据带人式中，则可得巷道两　Ｓ　≤［Ｒ　／（　６）］　（４）　式中：Ｒ　为锚杆锚固力；Ｋ为安全系数，取３；ｂ　实测最大松动范围；　为岩石密度，取２．６ｔ／ｍ　。综　上取ｓ中最小值作为锚杆支护的间距，则Ｓ，＝　帮的破坏范围为Ｃ＝１．８８ｍ。　３．２锚杆的长度　为了在围岩中形成一定厚度的挤压区，锚杆长　度应大于锚杆间距的２倍。　１）顶锚杆长度。按加固拱理论计算锚杆长度。　＝　＋　，锚杆长度　。’加　：Ｌ　＝Ｎ（１．１＋Ｂ／ＩＯ）＝　２．０１６ｍ，锚杆间距Ｄ：≤０．５Ｌ。Ｌ　＝托盘高度＋螺母　厚度＋锚杆外露长度＋ｗ钢带厚度＋网厚度：　０．１０３ｍ。Ｌ＝Ｌ　＋Ｌ　＝２．１１９ｍ。其中：Ｂ为巷道跨　度（掘宽），为５．８ｍ；Ⅳ为围岩稳定性系数，取１．２。　按悬吊作用确定锚杆长度　’　。锚杆长度　由　锚杆外露长度　、锚杆有效长度Ｌ　及锚杆锚固段长　度，Ｊ　三部分组成，则锚杆长度为：　Ｌ＝Ｌ１＋Ｌ２＋Ｌ３　（２）　式中：　一锚杆外露长度，取５０ｒａｍ；，Ｊ　一锚杆锚　固段长度，取１８０～２００ｒａｍ；Ｌ　一锚杆有效长度（可　按下述方法确定）。　当直接顶需要悬吊而岩层范围易于划定时，￡：　应大于或等于它们的厚度。当巷道围岩存在松动破　碎带时，　应大于巷道围岩松动破坏区高度ｈ　ｌＯ］。　根据实测煤体松动圈为１．８ｍ左右，故Ｌ＝Ｌ．＋　２十Ｌ３＝２．０５ｍ，顶锚杆选取长度为２．２５ｍ。　２）帮锚杆长度。对于两帮的加固，可以在破坏　范围的２／３处，即合　Ｊ了作用点所处的位置作为两帮　支护的下限，而全部破坏范围作为支护的上限。因　此，两帮锚杆的有效长度Ｌ　＝１．２５～１．８８ｍ，取平　均值为１．５７ｍ，考虑＂ｑ．　０Ｉ外露长度为０．０５ｍ，并留有　安全余地，实取帮锚杆长度为Ｌ帮：１．８ｍ。　３．３锚杆直径　锚杆直径ｄ的确定主要从现场锚杆拉力实测结　果来判断决定。假定锚杆与围岩之间的作用力均匀　分布在锚杆的有效长度上…，　ｄ≥３５．５２　Ｘ（Ｑ／ｆ，＿　）“　（３）　式中：ｄ一锚杆的直径；　一安全系数；Ｑ一实测　锚固力。从而直接求出ｄ　＝１５．８ｒａｍ，ｄ：＝１８．５ｍｍ。　３．４锚杆的间排距　０．７５５。　，　由此可以确定１２０８工作面顺槽锚网支护参数。　顶板，锚杆十网十ｗ钢带，规格为￣２０ｍｍ×２．２５ｍ，　材质为左旋式高强度螺纹钢锚杆装一节Ｚ２３９０树脂　药卷，锚杆问排距为０．７ｍ　Ｘ　０．７ｍ。两帮，锚杆十　网，规格为　ｌ８ｒａｍ　Ｘ　１．８ｍ，材质为高强度螺纹钢锚　杆装一节Ｚ２３５０树脂药卷，锚杆问排距为０．７ｍ　Ｘ　０．７ｍ。　４锚索支护参数合理设计　４．１锚索长度与间距　考虑到煤层厚度变化，为保证锚索在上部硬岩　中有一定的长度，即保证锚固力，选取锚索的长度为　７．７ｍ，外露部分为２５０ｍｍ，托板梁为一块１Ｉｌｌ长的　３６Ｕ型钢，锚索总长度为８．０ｍ。锚索断面布置方式　为３—３—２。　４．２锚索排距　取间隔３排锚杆打１排锚索，即锚索的排距为　２．１ｒｌｌ，则每根锚索的锚固力为Ｒ　＝１／２（１３．５×１．８　×５．８　Ｘ　２．１）＝４８ｋＮ／根，每根锚索的锚固力不低于　１４８ｋＮ，实际去锚固力为１５０ｋＮ／根。　综上所述，选用破段力为１５０ｋＮ、低松弛的　１７．８ｒａｍ，的钢绞线锚索，总长度为８．０ｍ，每根用　Ｚ２３５０树脂药卷５支，托梁为１ｍ长１１　工字钢。　５　结论及支护效果分析　锚杆（索）加固是一种柔性支护，锚杆（索）与围　岩形成一整体结构，随围岩变形而变形；锚杆（索）　支护能够锚入到围岩内部，对被加固的岩块预先施　加应力，限制岩体的松动变形，尽早地提高围岩强度　和阻止物理化学反应对围岩的弱化，从而继续保持　围岩的稳定；锚杆（索）在较大预紧力的作用下，把　上部稳定岩层和下部组成的岩梁再组合在一起，增　大了岩层间的摩擦力，同时锚杆也提供一定的抗剪　能力，阻止岩层问的相对移动，形成加固的组合梁，　加强了顶板的自承能力。　２３２　有　色金属　第６３卷　１２１８０工作面使用情况表明：　锚杆、断锚索、退索、围岩异常等现象时，根据观测信　息反馈情况，及时修改、补充，进一步完善，及时采取　措施，确保安全。　３）矿压监测结果表明，该工作面的锚杆锚索支　护有效地控制了巷道周围煤岩体变形，保证了巷道　１）在掘进期间，巷道顶板下沉量小，两帮移近　量较小，保证了巷道的通风和行人的安全。　２）从顺槽和工作面的监测结果分析，大断面巷　道的稳定性受顶板风化、采动裂隙等的影响比较明　显。因此，必须落实专人监护巷道支护情况，发现断　的稳定性，锚杆支护设计参数是比较合理、可靠的。　参考文献：　［１］毕远志，朱赞成．利用松动圈原理确定锚杆支护参数的方法［Ｊ］．江南大学学报：自然科学版，２００６，５（２）：２４２—２４５　［２］周益龙．锚杆锚固特性试验研究［Ｊ］．矿业研究与开发，２００８，２８（１）：２８—３１．　［３］康疆，王鹏．锚杆支护技术在巷道过煤层施工中的应用［Ｊ］．江西能源，２００３（２）：５３—５５．　［４］康红普．煤巷锚杆支护成套技术研究与实践［Ｊ］．岩石力学与工程，２００５，２４（１１）：３９５９—３９６４．　［５］陈明辉．煤矿软岩巷道结构稳定性分析［Ｊ］．山东煤炭科技，２００７（２）：６３—６４．　［６］霍丽萍．端锚锚杆对巷道围岩的支护作用分析［Ｊ］．矿山压力与顶板管理，２００２（２）：６２—６３．　［７］单凤钱，李世新，张益东．回采巷道锚杆支护机理分析［Ｊ］．矿山压力与顶板管理，２０００（４）：４２—４４．　［８］刘建高．锚杆支护原理及其应用［Ｊ］．山西煤炭，２００４，２４（１）：３９—４Ｏ．　［９］翟新现，田昌盛．易自燃煤层综放开采理论与技术［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社，２００８．　［１０］张长根，孟士通．锚杆支护在放顶煤工作面顺槽超前支护中的应用［Ｊ］．煤，１９９４，３（１）：５—８．　［１１］李旺，夏建波．锚杆支护参数对围岩稳定性的影响［Ｊ］．陕西煤炭，２００７（３）：４５—４６．　［１２］周保健，夏建波．圆形巷道锚杆支护参数研究［Ｊ］．江苏煤炭，１９９６（２）：３０—３２．　［１３］李玉祥，王强．大断面煤巷锚杆支护技术［Ｊ］．矿山压力与顶板管理，２００２（４）：１０—１２．　［１４］韦庆舒．大断面煤巷锚杆支护技术实践［Ｊ］．矿业安全与环保，２００６，３３（５）：４２～４４．　Ｓｔｕｄｙ　ｏｎ　Ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ　ｏｆ　Ｂｏｌｔ－－ｍｅｓｈ－－ｃａｂｌｅ　Ｃｏｍｂｉｎｅｄ　Ｓｕｐｐｏｒｔ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｉｎ　Ｌａｒｇｅ　Ｃｒｏｓｓ－ｓｅｃｔｉｏｎ　Ｒｏａｄｗａｙ　ＹＡＮＧ　Ｓｕｉ一，ｎ“．ＳＵＮ　Ｘｉａｏ—ｙａｎ．ＷＡＮＧ　Ｓｕ—ｎａ　（Ｙｉｍａ　Ｃｏａｌ　Ｃｏ．，ＬＴＤ，Ｓａｎｍｅｎｘｉａ　Ｈｅｎａｎ　４７２３００，Ｃｈｉｎａ）　Ａｂｓｔｒａｃｔ　Ｂａｓｅｄ　Ｏｎ　ｂｏｌｔ　ｓｕｐｐｏｒｔ　ｍｅｃｈａｎｉｓｍ，ｔｈｅ　ａｎｃｈｏｒ　ｂｏｌｔ　ｓｕｐｐｏｒｔ　ｄｅｓｉｇｎ　ｍｕｓｔ　ｍａｋｅ　ｆｕｌｌ　ｕｓｅ　ｏｆ　ｔｈｅ　ｂｅａｒｉｎｇ　ｃａｐａｃｉｔｙ　ｏｆ　ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ　ｒｏｃｋｓ．Ｂｙ　ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ　ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ　ａｎｄ　ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ　ｄｅｓｉｇｎ　ｂａｓｅｄ　ｏｎ　ｔｈｅ　ｓｕｐｐｏ￣ｅｆｆｅｃｔ　ｏｆ　ｃｏａｌｆａｃｅ　ａｃｃｏｒｄｉｎｇ　ｔｏ　ｔｈｅ　ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ　ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ　ａｎｄ　ａｎａｌｏｇｙ，ｔｈｅ　ｐｒｏｂｌｅｍ　ｏｆ　ｂｏｌｔ—ｍｅｓｈ—ｃａｂｌｅ　ｃｏｍｂｉｎｅｄ　ｓｕｐｐｏ￣ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｉｎ　ｌａｒｇｅ　ｃｒｏｓｓ—ｓｅｃｔｉｏｎ　ｔｕｎｎｅｌｓ　ｏｆ　ｃｏａｌ　ｓｅａｍ　ｉｓ　ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌｌｙ　ｓｏｌｖｅｄ．Ｔｈｉｓ　ｓｏｌｕｔｉｏｎ　ａｌｓｏ　ｐｒｏｖｉｄｅ　ｉｍｐｏｒｔａｎｔ　ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ　ｆｏｒ　ｓｕｐｐｏａ　ｄｅｓｉｇｎ　ｏｆ　ｓｉｍｉｌａｒ　ｔｕｎｎｅｌｓ　ｂｙ　ｓｈｏｗｉｎｇ　ｃｌｅａｒｌｙ　ｓｕｐｐｏｒｔ　ｍａｔｅｒｉａｌ　ａｎｄ　ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ　ｏｆ　ｃｏａｌ　ｒｏａｄｗａｙ．Ｔｈｉｓ　ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ　ｐｒａｃｔｉｃｅ　ｄｅｍｏｎｓｔｒａｔｅｓ　ｔｈａｔ　ｔｈｅ　ｄｅｓｉｇｎｅｄ　ｓｕｐｐｏａ　ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ　ｈａｖｅ　ａｃｈｉｅｖｅｄ　ｅｘｐｅｃｔａｎｔ　ｅｆｆｅｃｔｓ　ａｎｄ　ｏｂｔａｉｎｅｄ　ｇｏｏｄ　ｅｃｏｎｏｍｉｃ　ｂｅｎｅｆｉｔｓ．　Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｍｉｎｉｎｇ　ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ；ａｎｃｈｏｒ　ｂｏｌｔ；ｓｕｐｐｏｒｔ　ｐａｒａｍｅｔｅｒ；ｓｕｐｐｏｆｌ　ｍａｔｅｒｉａｌ；ｃｏａｌ　ｒｏａｄｗａｙ　（责任编辑周叶）