锚带网索注联合支护在童亭矿深部“三软两高”煤巷中的应用

摘要 本文通过对童亭矿深部“三软两高”煤层巷道围岩性质及受力分析，提出了锚带网索注联合支护方式，并在深部7216机巷成功应用。实现了安全快速掘进。

关键词 锚带网索注联合支护；深部“三软两高”；煤巷

中图分类号TD82 文献标识码A 文章编号 1674-6708（2011）46-0141-02

淮北矿业集团童亭煤矿位于淮北平原中部，北距淮北市42km，东距宿州市30km。东西走向10km，南北倾向宽2km~4km，矿井面积24.15km2。自2005年至今已施工的煤巷锚杆支护巷道两万多米，通过摸索、实践、总结，目前已形成一套适应类似地质采矿条件下的煤锚巷道的施工经验，但煤锚支护在矿井深部“三软两高”的应用对童亭矿来说还是一个新的课题也是新的挑战。为此矿工程技术人员不断地探索、实践、论证，经过大家的共同努力，制定了“锚带网索注”联合支护技术在矿井深部“三软两高”煤巷7216机巷中得到应用，取得比较令人满意的效果。

1 工程概况

随着开采深度的增加，地应力相对增大，巷道围岩的应力状态就十分复杂，深部巷道围岩状态有时发生剪胀带和压缩带交替出现的情形，这一现象被称为区域破裂现象，因此深部围岩应力场具有多样性和复杂性。根据7216工作面相邻已回采完毕的7214工作面可以看出，一直采用传统的“工字钢对子棚”、单一“U型棚”支护，支护难度大，效果不理想，甚至没有到回采时巷道就会出现大量、底鼓、变形，掘进期间就不能满足通风和生产需要，长期出现前掘后修反复修护现象。为解决深部煤巷支护难题，矿工程技术人员根据现场实际资料进行分析、研究、实验、设计并研制了深部“三软两高”煤巷中锚带网索注联合支护技术并在7216机巷中使用。取得了良好支护效果与经济效益。

2 地质概况

7216工作面东与7214工作面相邻，南为7214（里）工作面，西至F10断层防水煤柱，北为设计的7218工作面。 7216工作面回采巷道在7煤层中掘进。工作面煤层平均埋深-600以下，平均煤厚2.6m，工作面煤层结构比较复杂。煤层直接顶为泥岩：灰黑色、致密状、质软、性脆、含植物化石，平均后2.0m。基本顶为粉砂岩：灰白色，硅质胶结，块状，中厚层粉砂岩，中间夹细砂，下部裂隙发育充填含方解石脉平均厚5.5m的复合型顶板。煤层直接底板为泥岩：灰黑色、致密、性脆、含植物根部化石，平均厚1.0m。基本底为砂泥岩互层，平均后12.8m。

3 锚带网索注联合支护理论分析方法

理论计算法是根据巷道的围岩条件，选择某种锚杆支护理论和支护参数，根据童亭煤矿地质采矿条件确定通过采用悬吊理论方法，利用支护理论所需岩体物理力学参数，通过计算确定锚杆支护参数。

3.1 悬吊理论分析设计方法

悬吊理论中锚杆作用是将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中，阻止软弱破碎带岩层跨落。悬吊理论只考虑锚杆的被动抗拉作用，根据不稳定岩层厚度计算锚杆长度，根据锚杆 的不稳定岩层重量计算锚杆直径和株排距。

3.1.1 锚杆长度

如图一所示锚杆长度用下式计算：L=L1+L2+L3，式中L-锚杆长度；L1-锚杆外漏长度，一般取0.15m；L2-锚杆有效长度，不小于稳定岩石厚度，m；L3-锚杆锚固长度，端部锚固一般取0.3m~0.4m。

3.1.2 锚杆锚固与直径

锚杆锚固力应不小于被悬吊不稳定岩石的重量，用以下计算：

Q=KL2a1a2r

式中，Q为锚杆锚固力，MN；K为安全系数，一般取1.5~2；a1a2为锚杆间排距，m；r为不稳定岩石平均重力密度，MN/m3；

如果锚杆锚固力与杆体破段力相等，则锚杆直径则如下：d =（4Q/∏σ1）1/2；式中，d-为锚杆直径，m；σ1-为 杆体的抗拉强度，MPa。

3.1.3 锚杆间排距

如图1所示，当锚杆间排距相等时，即 a=a1 =a2 则间排距为a =（Q/kl2r）1/2。

3.2 7216机巷支护参数确定

根据回采要求，7216机巷设计为宽4.0m、高2.6m的矩形断面，通过上述悬吊理论、自然平衡拱理论公式计算， 采用以下支护参数满足上述支护理论支护强度要求。

顶板采用6根螺纹钢等强预拉力锚杆加4.0m长M4型钢带、8#铁丝编制菱形金属网支护，锚杆规格为M24-φ22-2400mm。采用加长锚固方式。锚杆间距750mm，排距700mm。锚杆扭紧力矩不小于200N・m，锚固力不低于80kN。

上帮采用4根螺纹钢等强预拉力锚杆加2.8m长M4型钢带、10#铁丝编制菱形金属网支护，锚杆规格为M24-φ22-2000mm。采用加长锚固方式。锚杆间距800mm，排距700mm。锚杆预紧力20kN锚固力不低于50kN。下帮采用4根螺纹钢等强预拉力锚杆加2.4m长M4型钢带、10#铁丝编制菱形金属网支护，锚杆规格为M24-φ22-2000mm。采用加长锚固方式。锚杆间距750mm，排距700mm。锚杆扭紧力矩不小于200N・m，锚固力不低于60kN。

3.3 锚索、注浆补强加固

为了适应直接顶厚度变化不均匀，并考虑到顶板层状粉砂岩不稳定性，采用锚索强化支护，以保证支护的可靠性。在顶板破碎带、地质构造影响带采用注马丽散加固技术，保证了施工安全。提高了围岩稳定性。

3.3.1 锚索布置参数

7216机巷采用φ17.8×7 300mm锚索，锚索居中布置每排2根，间距1 400mm，排距2 100mm，每孔采用一节K2460快速树脂药卷和二节Z2460中速树脂药卷加长锚固，以保证锚固效果。

在节理、层理、裂隙等结构面非常发育的不稳定顶板段采用锚索加密即锚索居中布置每排2根，间距1 600mm，排距800mm，或顶板采用锚索代替锚杆增强支护强度。在过断层、顶板揭煤等地质构造影响带中采用φ17.8×9 300mm加长锚索支护，保证锚索生根于顶板稳定岩层中，以控制围岩变形，保证支护效果。

3.3.2 注浆加固

7216机巷穿煤段、断层带、裂隙等影响的破碎顶板段、顶板淋水带采用超前注马丽散固化顶板配合锚索加密加长的支护方案，效果极为显著。

4 技术效果分析

1）观测仪器

巷道变形观测仪器有：KHC测杆、DYS顶底板收敛速度仪；围岩深部位移观测使用WBY-10围岩多点位移计；巷道顶板离层动态状况使用LBY-3型顶板离层指示仪；窥视仪。

2）观测方法

（1）巷道表面收敛观测：7216机巷从开口施工每40m~50m设一组观测站。距迎头50m内每班观测一次，50m外每天观测一次，稳定后每周观测一次，若巷道出现特殊情况，及时汇报并绘制巷道素描图。

（2）巷道围岩深部位移观测：在机巷顶板各打3个孔。每个测孔布置3个测点，分别是深基点、浅基点合在深浅基点中间的中基点（深基点据孔口大于7m，中基点距孔口4m，浅基点距孔口3m）。测站距掘进头50m之内每天观测一次，其余每周观测一次。

（3）巷道顶板离层量观测：在机巷中，每隔50m沿巷道中心线安设1套离层仪。每个测控布置两个测点，1个深基点，1个浅基点。其中深基点设置在顶板岩层中距孔口大于5m，浅基点距孔口2.8m。根据顶板离层仪设计位置，当顶板暴露后立即安装顶板离层仪，安装孔距掘进头距离1m~2m。测点距掘进头50m内每班观测一次，其余每天观测一次；

3）观测结果：7216机巷采用锚带网索支护后至回采期间两帮最大位移量250mm，底鼓最大位移量300mm。在穿煤段施工、节理、层理、裂隙等结构面非常发育的破碎岩体中、顶板淋水带等特殊地段中采用一次支护与二次注浆支护相结合的支护后两帮最大位移量350mm，底鼓最大位移量300mm。

4）结论

（1）根据现场跟踪观测，采用锚带网索注联合支护技术后围岩保持了良好的稳定性，顶板及两帮矿压显现比原传统的“工字钢对子棚”、“小棚距U型棚”的被动支护，围岩变化控制明显得到改善。可见采用锚带网索注联合支护方式及支护参数选择是科学的，达到预期的效果；

（2）通过以上观测围岩变形数据可得看出特别是特殊地段中采用注浆加固后，支护强度高，巷道整体稳定性较好，保证了巷道变形量在允许误差范围之内，而且保证了施工安全。由此可以得到，锚带网索注联合支护在极为破碎带有较强的支护效果。

5 经济效益

锚带网索注联合支护 简化综采工作面的端头支护和超前支护工艺，提高了锚杆支护掘巷单进水平和工效，缩短了综采工作面准备工期，技术经济效益十分明显。

1）7216机巷自采用了新的施工工艺，减少了传统架棚支护的多道施工工序，使成巷速度大幅度提高。采用锚带网索施工期间平均单进120m。过去工字钢对子棚、U型棚支护平均单进50m；

2）锚带网索支护技术的应用减轻了工人劳动强度，提高单进，并消除复杂困难、危险的掘后修复工作。简化了综采工作面端头支护，省掉替棚工序，为回采、运输提供了良好的作业场所，为高产、高效创造了条件。

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