锚杆(索)与金属网联合支护在留顶煤巷道中的应用

ｍ圜圆“　ｒⅢ　　山西煤炭ＳＨＡＮＸｔＭＥＩＴＡＮ　第３３卷第１２期　文章编号：１６７２—５０５０（２０１３）１２—００５０—０３　锚杆（索）与金属网联合支护在留顶煤巷道中的应用　杜宏卫，赵文杰　（山煤集团摘蒲县豹子沟煤业有限公司，山西蒲县０４１２０４）　要：回风下山托顶煤施工，采用锚杆、锚索、金属网、钢带、喷射混凝土联合支护，采用锚索的悬吊理论和锚杆、钢　带、金属网的组合梁或整体锚固理论；经矿压观测显示，这种支护方案是适合回风下山托顶煤巷道的，支护参数合理，显著　减小围岩变形；它与工字钢支护相比，显著降低支护和维修费用。　关键词：煤巷；留顶煤；支护设计　中图分类号：ＴＤ３５３＂．６　文献标识码：Ａ　随着巷道支护技术水平的提高，我国煤矿巷道由岩　巷布置逐步转向煤巷布置，煤顶巷道所占比重逐年增　加。一般情况下，煤巷掘进能够显著降低费用，大大提高　施工速度，缩短井建周期，增加经济效益；但巷道顶板所　留煤层比较松软破碎，增加了巷道支护难度，需要采用　合理支护措施。　下距１０＋１ｌ号（９＋１０＋１１）号煤层０～３．４１　ｍ，平均１．２５　ｎｌ；　煤层厚度０．３５～１．１０　ｉｎ，均厚０．８０　ｍ；不含夹石，结构简　单；顶板为泥岩或石灰岩，底板为泥岩或粉砂岩。ｂ．　１０＋１１号（９＋１０＋１１）号煤层位于太原组下段上部，煤层　厚度３．５３～７．３７　ｍ，平均５．４７　ｍ；含１￣５层夹石，结构为较　简单一极复杂。顶底板一般为泥岩、粉砂岩或石灰岩。　２）煤层顶底板的岩层结构及力学特『生分析。ａ．９号煤　层顶板为Ｋ　石灰岩、岩性深灰色一灰色，中厚层状，质坚　硬，性脆，含燧石结核。单向抗压强度４８．２～７１．０ＭＰａ，平　均６２．５　ＭＰａ；单向抗拉强度３．５７～４．９９　ＭＰａ，平均　３．９３～４．２４　ＭＰａ；抗剪强度５．４４～ｌ０．２８　ＭＰａ，平均７．０９～８．３Ｏ　１巷道工程概况　回风下山布置在９＋１０＋１１号煤层中，设计长度３６０　ｍ，埋藏深度２３８～２７６　ｍ，上距２号煤层平均８３．６　ｍ，设　计为矩形断面（净宽５　ｍ，净高３．５　ｍ，为实现回风下山与　集中回风巷贯通，并解决集中回风巷排水问题，回风下　山坡度从开口（９６．５４９　ｍ处）开始改为一５。２０　，坡度　增大，导致巷道施工的托顶煤厚度０～８　ｍ，增加了支　护难度，导致原支护锚固段长度不足、悬吊作用消失，　存在安全隐患，为此，要对回风下山托顶煤施工段巷道　ＭＰａ。顶板易管理，北部常溶蚀，形成溶隙、溶洞。局部伪　顶为泥质灰岩、单向抗压强度４９．９～５９．１　ＭＰａ，平均５４．７　ＭＰａ；单向抗拉强度１．１８～１．２７　ＭＰａ，平均１．２２　ＭＰａ；抗剪　强度３．８３～１０．４９ＭＰａ，平均６．９９ＭＰａ。开采时易冒落，给　顶板管理带来一定困难。９号煤层底板多为粉砂岩、泥　岩。岩性灰黑色，致密，性脆。单向抗压强度６７．０～８５．８　支护进行优化，使其安全高效生产。　２巷道锚杆支护原理　２．１锚杆支护原理　目前，较成熟的锚杆支护理论分为三大类：基于锚　ＭＰａ，平均３６．７～５１．４　ＭＰａ；单向抗拉强度１．０８～２．４４　ＭＰａ，平均１．７６　ＭＰａ；抗剪强度７．７８～ｌ２．００　ＭＰａ，平均　９．５９　ＭＰａ。遇水底板易软化，但隔水性好，抗压强度较高，　易管理。ｂ．１０＋１１号（９＋１０＋１１）号煤层顶板多为泥岩、岩　性灰黑色，致密，性脆。单向抗压强度５０．９～７１．６ＭＰａ，平　均５８．２　ＭＰａ；单向抗拉强度２．５５～３．２６　ＭＰａ，平均２．８９　ＭＰａ；抗剪强度７．１２～ｌ０．２０ＭＰａ，平均９．０９ＭＰａ。据调查，　顶板为中等冒落，较好管理，隔水性能好。１０＋１１号　（９＋１０＋１　１）号煤层底板多为泥岩、岩性灰黑色，致密，性　脆。单向抗压强度ｌ６．４～６８．０　ＭＰａ，平均２３．３～４２．２　ＭＰａ；　杆悬吊作用的悬吊理论，基于锚杆的挤压加固作用的组　合梁理论、组合拱理论、楔固理论等，综合锚杆各作用的　松动圈支护理论、锚固体强度强化理论、锚注理论、整体　锚固结构理论等。　２．２煤层特征及顶底板特性　１）煤层赋存特征。ａ．９号煤层位于太原组下段顶部，　收稿日期：２ｏ１３—０５—１５　作者简介：杜宏　（１９６３一），男，山西大同人，本科，工程师，从事煤矿安全生产工作。　第３３卷第１２期　２０１３年１２月　ＶＯ１．３３　ＮＯ．１２　山西煤炭ＳＨＡＮＸｌ　ＭＥｌＴＡＮ　Ｄｅｃ．２Ｏ１３　单向抗拉强度０．９２～１．６０　ＭＰａ，平均１．０９～１．２７　ＭＰａ；抗剪　强度１．７２～５．４４　ＭＰａ，平均２．４５～４．０２　ＭＰａ。遇水易软化，　易发生底鼓（顶面来压时），但隔水性能好，较易管理。Ｃ．　回风下山巷道顶板岩层施工中，易发生顶板离层、裂隙　扩张或剪切滑移、断裂等不利现象。两帮岩性鉴于裂隙　体与破碎体之间，裂隙体与破碎体组成的两帮易发生片　帮、垮帮现象；这会削弱两帮对顶板的支撑作用，使巷道　有效跨度增大、顶板岩层变形加剧，最终形成“顶板弯曲　变形一顶板裂隙扩张或剪切滑移一两帮挤压破碎一片　帮、跨帮一两帮对顶板支撑减弱一顶板裂隙扩张加剧一　两帮破坏加剧”的恶性循环过程。　２．３巷道宜采用的锚杆支护原理　１）顶板锚杆支护原理。根据层状连续性的岩性，顶　板锚杆支护加锚索补强，宜采用组合梁理论和悬吊理论　相结合方式；即通过锚杆支护使顶板形成组合梁，并确　保锚索能将顶板中潜在的拱形载荷体悬吊于深部稳定　岩层结构中。　２）两帮锚杆支护原理。根据裂隙体及破碎体的岩　性，宜采用挤压加固、整体锚固及喷射混凝土相结合方　式，即通过锚、网支护使两帮形成一定承载能力的挤压　加固墙；还可将两帮顶、底角的锚杆倾斜布置，使顶、帮　锚固体及底板形成整体承载结构，从而减小两帮位移，　增强锚固体对深部岩体的约束作用；并通过喷射混凝土　防止两帮表面破碎煤掉落及风化剥蚀现象。　３巷道锚杆支护设计　支护方案采用：锚杆、锚索、金属网、钢带、喷射混凝　土联合支护。　３．１锚杆参数　顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，　达到支护效果的条件：　１）锚杆长度：　≥　１　２＋　３．　式中：　为锚杆长度，ｍ；Ｌ　为锚杆外露长度，取０．０５　ｍ；　为有效长度（顶锚杆取免压拱高ｂ，帮锚杆取煤帮破　碎深度Ｃ），ｍ；Ｌ，为锚人岩层内深度，顶锚杆取０．８　ｉｎ，帮　锚杆取０．６　Ｉｎ。施工时取Ｌ＝２．２　Ｉ１３，满足支护要求。　２）锚杆间排距校核：Ｏｌ＝Ｘ／—Ｑ／ＫＴ—Ｌ２．　式中：　为锚杆间排距，ｍ；Ｑ为锚杆设计锚固力，顶锚杆　锚固力按１０５　ｋＮ计算，帮锚杆锚固力按７０　ｋＮ计算；　为安全系数，一般取Ｋ＝２；　为不稳定岩石的重力密度，　顶取２５　ｋＮ／ｍ　，帮取１３　ｋＮ／ｍ　；ａＤ＝１．３４　ｒｌｌ；仅Ｂ＝１．７５　ｍ；施　工时锚杆间排距为１　０００ｍｍ　ｘ　８００ｍｍ，满足使用要求。　３）锚杆锚固力与直径：锚杆锚固力应不小于被悬吊　不稳定岩层的重量，按下式：　Ｑ＝ＫＬ２ａ１ｎｎ，．　式中：Ｑ为锚杆锚固力，ＭＮ；Ｋ为安全系数，一般取　１．５～２．０；ａ　、ａ２为锚杆间、排距，ｍ；ｙ为不稳定岩层平均　重力密度，顶为０．０２３ＭＮ／ｍ３，帮为０．０１３ＭＮ／ｍ　。如果锚杆　锚固力与杆体的破断力相等，煤炭行业一般要求煤巷或　半煤岩巷锚杆锚固力为顶锚杆１０５　ｋＮ，帮锚杆７０　ｋＮ。　锚杆直径：ｄＤ＝１６．５　ｍｍ；　＝１３．５　ｍｍ；实际顶、帮锚杆直径　为２０　ｍｍ，满足要求。　４）锚杆支护材料明细：锚杆　２０　ｍｍ　ｘ　２　２００　ｍｍ，　螺纹钢锚杆；托盘（长×宽Ｘ高）ｑｂ　１５０　ｍｍ×１５０　ｍｍ×　８０００ｍｍ，钢托板；锚固剂ＣＫ２３６０，树脂锚固剂；金属网　（长×宽）２０００　ｍｍ　ｘ　１　０００　ｍｍ，西６　ｍｍ钢筋；钢带５　０００　ｍｍ；钢筋钢带（　１２　ｍｍ钢筋）；锚杆间排距：１　０００　ｍｍ　ｘ　８００　ｍｍ，矩形布置；每排锚杆、锚索加钢带。每根锚　杆使用２根ＣＫ２３６０树脂锚固剂。喷浆紧跟工作面迎头，　喷浆厚度１５０　ｍｍ。　３．２锚索参数　１）确定锚索长度：　＝　＋　ｈ十　十　式中：　为锚索总长度，ｍ；　为锚索深入到较稳定岩层　的锚固长度，ｍ　Ｌ为需要悬吊的不稳定岩层厚度，取　８～３．２　Ｉｎ；　为上托盘及锚具的厚度，取０．２　ｍ；　为需　要外露的张拉长度，取０．３５　ｍ；锚索锚固长度　按下　式确定：　≥Ｋ（ｄ１．　）．　式中：Ｋ为安全系数，取Ｋ＝２；ｄ。为锚索钢绞线直径，取　１５．２４　ｍｍ　为钢绞线抗拉强度，取１　８８３．５２　Ｎ／ｍｍ　ｉ　为　锚索与锚固剂的粘合强度，取１０　Ｎ／ｍｍ　；则Ｌ　≥１４３　５．２４２　ｍｍ；取Ｚａ＝１．４４　ｍ，则Ｌ＝Ｉ．４４＋８＋０．２＋０．３５＝９．９９　ｍ。锚索　长度取１０Ｉｎ。　２）锚索间排距校验：Ｌ＝ｎＦ２／［ＢＨｒ一（２ＦｌｓｉｎＯ）］／Ｌ　＝２６０／　［５．３×２×２５一（２　Ｘ　１０５×ｓｉｎ７５。）ｙｏ．８　５．２３　ｍ。　式中：￡为锚索间排距，ｍ；Ｂ为巷道掘进宽度，ｍ；Ｈ为巷　道冒落高度，按最严重冒落高度取２　ｍ；ｒ为悬吊岩石平　均容重，取２５　ｋＮ／ｍ　；　为锚杆排距，０．８ｍ；Ｆｌ为锚杆锚　固力，１０５　ｋＮ；　为锚索极限承载力，取２６０　ｋＮ；　为叫　锚杆与巷道顶板的夹角，７５。；ｎ为锚索排数，取１。　通过计算得出：设计锚索间排距为２　０００　ｍｍ　ｘ　１　６００　ｍｍ，小于５．２３　ＩＴＩ，满足支护要求。　３）锚索倾角：锚索垂直巷道拱的切线安装布置。　４）锚索支护材料：锚索西１７．８　ｍｍ　ｘ　１　０００　ｍｍ，７股　高强度钢绞线树脂锚索；托板（长×宽Ｘ高）３００　ｍｍ×　３００ｍｍ　ｘ　１２ｍｍ，钢板；锚索三二　（下转第５９页）　５１　第３３卷第１２期　２０１３年１２月　ＶＯ１．３３　Ｎｏ．１２　山西煤炭ＳＨＡＮ　ＸＩ　ＭＥＩ　ＴＡＮ　Ｄｅｃ．２０１３　Ｇｒｏｕｐ，ｍｉｎｉｎｇ　ｐａｔｔｅｒｎ，ｒｏａｄｗａｙ　ｌａｙｏｕｔ，ｙｉｅｌｄ　ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ，ｇａｓ　ｅｍｉｓｓｉｏｎ，ａｎｄ　ｏｔｈｅｒ　ｆａｃｔｏｒｓ　ｗｅｒｅ　ｅｖａｌｕａｔｅｄ　ａｎｄ　ｐｒｅｓｅｎｔｅｄ　ａｃｃｏｒｄｉｎｇ　ｔｏ　ｌｅｖｅｌ　ａｎｄ　ｓｙｓｔｅｍ．　Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ　ｓｙｓｔｅｍ　ｉｍｐｒｏｖｅｍｅｎｔ；ｇａｓ　ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ；ｃａｐａｃｉｔｙ　ｖｅｒｉｆｉｃａｔｉｏｎ　编辑：樊敏　（上接第５１页）　布置，每排三根锚索的间距为１　５００　ｍｍ；且距帮均为１　０００　ｍｍ；每排两根锚索的间距为　２０００ｍｍ；且距帮均为１　５００ｍｍ；锚索排距均为１　６００　ｍｍ。每根锚索使用四根ＣＫ２３６０锚固剂。　发展较快。２ｄ后逐渐进入缓慢变形，离层主要在锚固区　内。５　ｄ后进入稳定阶段。顶板离层主要发生在锚固区　内，锚固区外离层很小。这说明锚杆、锚索支护系统有　效控制了顶板变形，特别是在控制处于锚固区外软弱　煤层的破坏、及在煤岩交界面上的离层方面，发挥了重　要作用。　４矿压监测结果分析　矿压监测内容包括：巷道表面位移、顶板离层及锚　杆受力。　５技术效果与经济效益分析　综合监测结果表明，锚杆支护并用锚索补强是适合　回风下山托顶煤巷道的支护形式，支护参数合理，减小　了围岩变形，提高了巷道支护效果，保证了巷道安全，并　１）巷道表面位移。巷道表面位移观测结果分析表　明，整个巷道掘进期间变形不大。顶板下沉１０　ｍｍ，左帮　移近量３２　ｍｍ，两帮移近量６３　ｍｍ。巷道从开挖到相对　稳定时间很短，一般３～５　ｄ。巷道变形特点是，两帮变形　量明显大于顶板下沉量。从整条巷道看，巷道支护状况　良好，围岩变形得到有效控制。　２）顶板离层。顶板离层监测结果分析表明，锚固区　顶板离层值为１０ｍｍ，锚固区外顶板离层值为２．５　ｍｍ。　顶板离层的变化分为３个阶段：掘进后约２　ｄ内，离层　且降低了支护和维修费用。若用工字钢棚支护，支护材　料２　０２１．７元／ｍ。采用锚杆、锚索支护，并喷浆封闭，支　护材料费１　１７４元，ｍ。锚杆、锚索（比工字钢支护）可节　约８４７．７元，ｍ。再者锚杆、锚索支护巷道基本不需维修，　大大降低维修费用。　Ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ　ｏｆ　Ｃｏｍｂｉｎｅｄ　Ｓｕｐｐｏｒｔ　ｏｆ　Ａｎｃｈｏｒ　Ｒｏｄ　ａｎｄ　Ｍｅｓｈ　ｉｎ　Ｔｏｐ　Ｃｏａｌ　Ｌｅｆｔ　Ｒｏａｄｗａｙｓ　ＤＵ　Ｈｏｎｇｗｅｉ，ＺＨＡＯ　ｗｅｎｊｉｅ　（Ｂａｏｚｉｇｏｕ　Ｃｏａｌ　Ｃｏ．，Ｌｔｄ．Ｓｈａｎｘｉ　Ｃｏａｌ　Ｉｍｐｏｒｔ＆Ｅｘｐｏｒｔ　Ｇｒｏｕｐ，Ｐｕｘｉａｎ　０４　１　２０４，Ｃｈｉｎａ）　Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎ　ｔｈｅ　ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ　ｏｆ　ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ｔｏｐ　ｃｏａｌ　ｏｆ　ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ　ｄｉｓｔｒｉｃｔ　ｄｉｐ，ａｎｃｈｏｒ　ｒｏｄｓ，ｒｏｐｅｓ，ｍｅｔａｌ　ｍｅｓｈ，ｓｔｅｅｌ　ｂｅｌｔｓ，ａｎｄ　ｓｐｒａｙｅｄ　ｃｏｎｃｒｅｔｅ　ｗｅｒｅ　ｃｏｍｂｉｎｅｄ　ｔｏ　ｓｕｐｐｏｒｔ．Ｔｈｅ　ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎ　ｔｈｅｏｒｙ　ｏｆ　ａｎｃｈｏｒ　ｒｏｐｅｓ　ａｎｄ　ｔｈｅ　ｗｈｏｌｅ　ａｎｃｈｏｒｉｎｇ　ｔｈｅｏｒｙ　ｗｉｔｈ　ａｎｃｈｏｒ　ｒｏｄｓ，ｓｔｅｅｌ　ｂｅｌｔ，ａｎｄ　ｍｅｓｈ　ｗｅｒｅ　ｕｓｅｄ．Ｔｈｅ　ｓｔｒａｔａ　ｐｒｅｓｓｕｒｅ　ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ　ｓｈｏｗｅｄ　ｔｈａｔ　ｔｈｅ　ｃｏｍｂｉｎｅｄ　ｓｕｐｐｏｒｔ　ｄｅｓｉｇｎ　ｗａｓ　ｓｕｉｔａｂｌｅ　ｆｏｒ　ｔｈｅ　ｔｏｐ　ｃｏａｌ　ｒｏａｄｗａｙｓ，ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ　ｗｅｒｅ　ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ，ａｎｄ　ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ　ｒｏｃｋ　ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ　ｗａｓ　ｇｒｅａｔｌｙ　ｒｅｄｕｃｅｄ．Ｂｅｓｉｄｅｓ，ｃｏｍｐａｒｅｄ　ｗｉｔｈ　Ｉ－ｓｔｅｅｌ　ｓｕｐｐｏｒｔ，ｔｈｅ　ｄｅｓｉｇｎ　ｃｏｕｌｄ　ｒｅｄｕｃｅ　ｔｈｅ　ｃｏｓｔ　ｏｆ　ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ａｎｄ　ｍａｉｎｔｅｎａｎｃｅ．　Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ｃｏａｌ　ｒｏａｄｗａｙｓ；ｔｏｐ　ｃｏａｌ　ｌｅｆｔ；ａｎｃｈｏｒｉｎｇ　ｔｈｅｏｒｙ；ｓｕｐｐｏｒｔ　ｄｅｓｉｇｎ　编辑：刘新光　５９