锚杆锚索+梁联合支护技术在一号煤矿中的应用

1锚杆锚索联合支护在黄陵一号煤矿煤巷中应用杨宗义1王建东2（1.陕西陕煤黄陵矿业集团公司生产技术部；2.陕西陕煤黄陵矿业集团公司一号煤矿陕西黄陵727307）摘要：针对黄陵一号煤矿六盘区回采工作面顺槽顶板围岩特点，通过理论分析，提出了在顺槽支护中采用锚杆、锚索支护技术控制巷道围岩的方法，并在工程实际中进行了支护实践。关键词：软弱顶板围岩控制锚杆+锚索联合支护0概况黄陵矿业集团公司一号煤矿是近几年发展起来的大型现代化矿井，矿井设计生产能力为420万t/a，现核定矿井生产能力为600万t/a，矿井采用平峒、斜井混合开拓方式，主井、副井为平硐，进风井、回风井为斜井。2#煤层为六盘区主采煤层，煤层厚度为2.17m---3.39m，平均厚度2.65m，属中厚煤层。605回采工作面顺槽设计长度3000m，切眼设计长度为260m。1锚杆锚索支护理论分析1.1锚杆与锚索支护的特点锚杆支护利用锚杆、锚固剂及其护表构件给围岩一定的支护强度，与围岩组成支护体系，承受各种围岩应力和采动应力，达到支护的目的。锚杆有悬吊作用、减跨作用、组合拱作用、加固作用，改善围岩周边应力状态等。2锚索支护与锚杆支护的支护原理基本相同。锚索具有锚固深度大、锚固力大、可施加较大预紧力等优点，端部锚索主要起悬吊作用，通过施加较大的预紧力，挤紧和压实岩层中的层理、节理、裂隙等不连续面，增加不连续面之间摩擦力，从而提高围岩的整体强度。1.2锚杆锚索联合支护在软弱破碎围岩条件下，巷道围岩的变形量很大，巷道开挖后立即采用锚索支护可能会因锚索延伸量超过极限而破断。因此在巷道开挖初期只安装锚杆，通过锚杆的加固作用，锚岩支护具有一定的承载能力，允许围岩发生较大的变形，释放围岩变形能，围岩在一定变形范围内可以保持自身稳定。随着围岩变形量的增大，锚岩支护支护体的承载能力和自稳能力降低，当锚岩支护的自稳能力达到极限之前、围岩剩余变形小于锚索工程延伸量时，安装锚索减少了围岩对锚索延伸量的要求，保持锚岩支护体和围岩稳定。通过锚杆和锚索联合支护提高了支护阻力，减少了巷道围岩变形。锚杆和锚索发挥了各自的优势，在巷道巷道开挖支护初期，以锚杆的柔性支护为主，后期以锚索的悬吊作用为主，从而大大改善了锚杆支护的整体支护性能，达到控制围岩大变形的目的。通过锚杆、锚索互补的联合支护作用，增加了围岩的整体性和稳定性，保证了安全生产。2地质条件2号煤层顶、底板岩性特征详述如下：3老顶：为灰白色细粒石英砂岩，致密坚硬，厚度几米到20ｍ，一般10m左右。抗压强度370-690kg/cm2，普氏硬度3.7-6.9，为中等坚固—坚固岩石，属稳定—中等稳定的不易冒落顶板。直接顶板：以深灰色砂质泥岩及泥岩为主，局部为砂质泥岩及粉砂岩和砂泥岩互层。中厚层状至薄层状，水平层理和裂隙发育，易风化破碎，厚度2-12.79m，一般6.5m。抗压强度190-321kg/cm2，抗拉强度10-24kg/cm2，普氏硬度2-3.2，为较坚固—较松软岩石，中等稳定—不稳定的易冒落顶板。伪顶:以薄层状灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，局部局为炭质泥岩，厚度小于0.5m。较松软，易风化破碎，极不稳定，常随采随落。直接底板:以灰色—灰黑色团块状泥岩、砂质及炭质泥岩为主，厚度一般为2-6m。岩性松软，遇水膨胀，有底鼓现象，底鼓高度0.20-0.80m不等。浸水后抗压强度降低为20kg/cm2，普氏硬度降低为0.2，硬度及稳定性都很差，为松软极易变形的不稳定底板。附：地质综合柱状图43顺槽支护参数计算3.1锚杆、锚索基本参数的确定（1）巷道断面形状选择巷道断面为矩形断面，巷道宽B=4.4m，半跨a=2.2m，巷道高度h=2.7m。等效圆半径222/har=2.581m（2）支护参数选择主要依据非弹性区理论和组合拱理论进行设计计算，因一号煤矿未进行过围岩物理力学参数测定。设计原始参数：煤层普氏系数8.1f,煤层容重3/18mkN；煤层粘聚力c=1.5MPa；内摩擦角25；煤层周围岩体容重3/23mkN‘，粘聚力c=3.0MPa；内摩擦角45顶板支护分析：按非弹性区理论计算顶板稳定层位置。则不支护时煤巷内部最大非弹性区半径0R为：51sin2sin001sin452sin451sin6.983.0451sin452.593.0452.576PCctgRrCctgctgctgm式中：P为累计地应力6.98MPa.则两帮非弹性区深度：a1=2.576-2.2=0.376m顶部非弹性区深度：a2=2.576-1.25=1.326m冒落拱高度：mfaRb326.18.122.2576.22冒落拱内锚杆承受煤体的重量：DSG1式中：---为顶部岩煤体容重；S---为冒落拱包络线内煤体截面积；D---为锚杆排距。代入相关数据，考虑动压影响系数得：G1=2.5×1.35×23×4.4×0.8=273.24KN3.2顶锚杆参数计算由于每根顶锚杆的设计荷载值为50kN，则每排锚杆的根数为：465.55024.273因此选取锚杆根数为6根，并由锚杆承载力可知选择Φ18的圆钢锚杆。锚固长度：dGmL83.2116式中：d为钻孔半径；为岩体与锚固剂的抗剪强度，取12c，m取值2.5。则锚固长度为，631103042.083.261024.2735.2　L0.319m计算中取320mm。根据顶部挤压加固理论，锚杆长度L顶=1.326+0.32+0.05=1.696m故选取φ18×1800型圆钢锚杆，间排距为800×800mm，锚固长度450mm。3.3帮锚杆参数靠工作面帮锚杆选玻璃钢锚杆，副帮锚杆选φ18×1800mm钢筋锚杆，间距为1000mm，排距1500mm，一排三根，并挂塑钢网，网孔50mm。3.4锚索参数计算锚索的计算主要是根据顶部悬吊作用，顶锚杆长度1.8m，锚索每排3根，排距为2400mm，则锚索所承受的上部岩体重量为：G2=γ×S×D=23×4.4×1.8×2.4=473.184KN钢铰线直径φ15.24mm，其破断力为350kN，考虑富余系数取2，则每排选用3根，其锚固长度：632103042.083.2310184.4732L0.885m7计算取锚固长度为900mm，锚索长度：L=La+Lb+Lc+Ld=6.05m式中：L-----锚索的总长度，mLa------锚索入到较稳定岩层的锚固长度，0.9mLb------需要悬吊的不稳定岩层的厚度，4.85mLc-----上托板及锚具的厚度，0.1mLd------需要外露的张拉长度，0.2m故锚索长度取6.3m，排距2.4m，锚固长度为2100mm，每隔三排锚杆打三根锚索。4605工作面顺槽支护设计4.1605工作面进风顺槽支护设计（1）605工作面进风顺槽断面技术特征605进风顺槽断面为矩形断面，S=11.88m2，顺槽宽度4400mm，高度2700mm。（2）605工作面进风顺槽支护设计①顶板支护：顶板采用锚杆+锚索梁联合支护。锚杆规格:φ18×1800mm，杆尾螺纹M17，长度100mm，杆体材质为普通A3钢，锚杆呈“五—六”菱形布置，间排距均为800mm，树脂端锚，每根锚杆2节树脂；托板采用球形高强度预应力托板σ10钢板加工，规格：125×125×10mm，材质为σ10钢板；锚杆消耗量为6.875套/m。8锚索托梁采用16#槽钢加工，长度为4000mm，单根钢铰线φ15.24mm，长度6300mm，锚深6000mm，采用6支L=350mm树脂锚固，锚索排距2400mm，锚索间距1800mm，尾部配有高强度锚具，一梁三根锚索。②巷帮支护：进风顺槽靠工作面帮锚杆选玻璃钢锚杆，副帮锚杆选φ18×1800mm钢筋锚杆，间距为1000mm，排距1500mm，一排三根，并挂塑钢网，网孔50mm。帮锚除使用配套的锚杆托板外另增加500×200×50mm的木托板。4.2605工作面回风顺槽支护设计（1）605回风回风顺槽断面技术特征605回风回风顺槽断面为矩形断面，S=11.88m2，顺槽宽度4400mm，高度2700mm。（2）605回风回风顺槽支护设计①顶板支护：605回风顺槽顶板采用锚杆+锚索梁联合支护。锚杆规格:φ18×1800mm，杆尾螺纹M17，长度100mm，杆体材质为普通A3钢，锚杆呈“五—六”菱形布置，间排距均为800mm，树脂端锚，每根锚杆2节树脂；托板采用球形高强度预应力托板σ10钢板加工，规格：125×125×10mm，材质为σ10钢板；锚杆消耗量为6.875套/m。锚索托梁采用16#槽钢加工，长度为4000mm，单根钢铰线φ15.24mm，长度6300mm，锚深6000mm，采用6支L=350mm树脂，锚索梁排距2400mm，锚索间距1800mm，尾部配有高强度锚具，一梁三9根锚索。②巷帮支护：回风顺槽靠工作面帮锚杆选玻璃钢锚杆，副帮锚杆选φ18×1800mm钢筋锚杆，间距为1000mm，排距1500mm，一排三根，并挂塑钢网，网孔50mm。帮锚除使用配套的锚杆托板外另增加500×200×50mm的木托板。5存在问题锚杆、锚索支护是一种隐蔽性很强的工程，应进行矿压监测，监测的主要内容是顶板离层监测、锚杆受力监测、锚杆锚索应力监测，但目前还没有进行锚索应力监测工作。今后设计应根据监测情况及时调整六盘区回采工作面顺槽支护强度，确定合理的支护形式。6结束语以锚杆锚索联合支护技术在605工作面顺槽的成功应用，为今后在软弱顶板顺槽支护设计采用锚杆、锚索联合支护提供了依据。附：进、回顺槽支护断面图10帮锚杆帮锚杆锚杆锚索锚索梁605工作面顺槽锚杆、锚索梁支护断面图1：50参考文献：[1]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.[2]黄陵一号煤矿巷道支护效果评价及巷道合理锚杆支护参数优化设计研究报告，西安科技大学，2006.作者简介:1.杨宗义（1963——），男，陕西岐山人，采矿高级工程师，工程硕士，现在黄陵矿业公司生产技术部经理。Tel:0911-558506613891185488；E-mail：[e-mail]2.王建东（1970—），男，陕西佳县人，采矿工程师，注册安全工程师，现在黄陵一号煤矿从事采掘设计工作。Tel:[phone]；E-mail：[e-mail]。