錨帶網索注聯合支護在童亭礦深部“三軟兩高”煤巷中的應用

張學功

淮北礦業集團公司童亭煤礦生產部，安徽 淮北 235137

淮北礦業集團童亭煤礦位于淮北平原中部，北距淮北市42km，東距宿州市30km。東西走向10km，南北傾向寬2km～4km，礦井面積24.15km2。自2005年至今已施工的煤巷錨桿支護巷道兩萬多米，通過摸索、實踐、總結，目前已形成一套適應類似地質采礦條件下的煤錨巷道的施工經驗，但煤錨支護在礦井深部“三軟兩高”的應用對童亭礦來說還是一個新的課題也是新的挑戰。為此礦工程技術人員不斷地探索、實踐、論證，經過大家的共同努力，制定了“錨帶網索注”聯合支護技術在礦井深部“三軟兩高”煤巷7216機巷中得到應用，取得比較令人滿意的效果。

1 工程概況

隨著開采深度的增加，地應力相對增大，巷道圍巖的應力狀態就十分復雜，深部巷道圍巖狀態有時發生剪脹帶和壓縮帶交替出現的情形，這一現象被稱為區域破裂現象，因此深部圍巖應力場具有多樣性和復雜性。根據7216工作面相鄰已回采完畢的7214工作面可以看出，一直采用傳統的“工字鋼對子棚”、單一“U型棚”支護，支護難度大，效果不理想，甚至沒有到回采時巷道就會出現大量、底鼓、變形，掘進期間就不能滿足通風和生產需要，長期出現前掘后修反復修護現象。為解決深部煤巷支護難題，礦工程技術人員根據現場實際資料進行分析、研究、實驗、設計并研制了深部“三軟兩高”煤巷中錨帶網索注聯合支護技術并在7216機巷中使用。取得了良好支護效果與經濟效益。

2 地質概況

7216工作面東與7214工作面相鄰，南為7214（里）工作面，西至F10斷層防水煤柱，北為設計的7218工作面。 7216工作面回采巷道在7煤層中掘進。工作面煤層平均埋深-600以下，平均煤厚2.6m，工作面煤層結構比較復雜。煤層直接頂為泥巖：灰黑色、致密狀、質軟、性脆、含植物化石，平均后2.0m。基本頂為粉砂巖：灰白色，硅質膠結，塊狀，中厚層粉砂巖，中間夾細砂，下部裂隙發育充填含方解石脈平均厚5.5m的復合型頂板。煤層直接底板為泥巖：灰黑色、致密、性脆、含植物根部化石，平均厚1.0m。基本底為砂泥巖互層，平均后12.8m。

3 錨帶網索注聯合支護理論分析方法

理論計算法是根據巷道的圍巖條件，選擇某種錨桿支護理論和支護參數，根據童亭煤礦地質采礦條件確定通過采用懸吊理論方法，利用支護理論所需巖體物理力學參數，通過計算確定錨桿支護參數。

3.1 懸吊理論分析設計方法

懸吊理論中錨桿作用是將下部不穩定的巖層懸吊在上部穩定的巖層中，阻止軟弱破碎帶巖層跨落。懸吊理論只考慮錨桿的被動抗拉作用，根據不穩定巖層厚度計算錨桿長度，根據錨桿 的不穩定巖層重量計算錨桿直徑和株排距。

3.1.1 錨桿長度

如圖一所示錨桿長度用下式計算：L=L1+L2+L3，式中L-錨桿長度；L1-錨桿外漏長度，一般取0.15m；L2-錨桿有效長度，不小于穩定巖石厚度，m；L3-錨桿錨固長度，端部錨固一般取0.3m～0.4m。

3.1.2 錨桿錨固與直徑

錨桿錨固力應不小于被懸吊不穩定巖石的重量，用以下計算：

式中，Q為錨桿錨固力，MN；K為安全系數，一般取1.5～2；a1a2為錨桿間排距，m；r為不穩定巖石平均重力密度，MN/m3；

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如果錨桿錨固力與桿體破段力相等，則錨桿直徑則如下：d =（4Q/∏σ1）1/2；式中，d-為錨桿直徑，m；σ1-為 桿體的抗拉強度，MPa。

3.1.3 錨桿間排距

如圖1所示，當錨桿間排距相等時，即 a=a1=a2則間排距為a=（Q/kl2r）1/2。

3.2 7216機巷支護參數確定

根據回采要求，7216機巷設計為寬4.0m、高2.6m的矩形斷面，通過上述懸吊理論、自然平衡拱理論公式計算， 采用以下支護參數滿足上述支護理論支護強度要求。

頂板采用6根螺紋鋼等強預拉力錨桿加4.0m長M4型鋼帶、8#鐵絲編制菱形金屬網支護，錨桿規格為M24-φ22-2400mm。采用加長錨固方式。錨桿間距750mm，排距700mm。錨桿扭緊力矩不小于200N·m，錨固力不低于80kN。

上幫采用4根螺紋鋼等強預拉力錨桿加2.8m長M4型鋼帶、10#鐵絲編制菱形金屬網支護，錨桿規格為M24-φ22-2000mm。采用加長錨固方式。錨桿間距800mm，排距700mm。錨桿預緊力20kN錨固力不低于50kN。下幫采用4根螺紋鋼等強預拉力錨桿加2.4m長M4型鋼帶、10#鐵絲編制菱形金屬網支護，錨桿規格為M24-φ22-2000mm。采用加長錨固方式。錨桿間距750mm，排距700mm。錨桿扭緊力矩不小于200N·m，錨固力不低于60kN。

3.3 錨索、注漿補強加固

為了適應直接頂厚度變化不均勻，并考慮到頂板層狀粉砂巖不穩定性，采用錨索強化支護，以保證支護的可靠性。在頂板破碎帶、地質構造影響帶采用注馬麗散加固技術，保證了施工安全。提高了圍巖穩定性。

3.3.1 錨索布置參數

7216機巷采用φ17.8×7300mm錨索，錨索居中布置每排2根，間距1400mm，排距2100mm，每孔采用一節K2460快速樹脂藥卷和二節Z2460中速樹脂藥卷加長錨固，以保證錨固效果。

在節理、層理、裂隙等結構面非常發育的不穩定頂板段采用錨索加密即錨索居中布置每排2根，間距1600mm，排距800mm，或頂板采用錨索代替錨桿增強支護強度。在過斷層、頂板揭煤等地質構造影響帶中采用φ17.8×9300mm加長錨索支護，保證錨索生根于頂板穩定巖層中，以控制圍巖變形，保證支護效果。

3.3.2 注漿加固

7216機巷穿煤段、斷層帶、裂隙等影響的破碎頂板段、頂板淋水帶采用超前注馬麗散固化頂板配合錨索加密加長的支護方案，效果極為顯著。

4 技術效果分析

1）觀測儀器

巷道變形觀測儀器有：KHC測桿、DYS頂底板收斂速度儀；圍巖深部位移觀測使用WBY-10圍巖多點位移計；巷道頂板離層動態狀況使用LBY-3型頂板離層指示儀；窺視儀。

2）觀測方法

（1）巷道表面收斂觀測：7216機巷從開口施工每40m～50m設一組觀測站。距迎頭50m內每班觀測一次，50m外每天觀測一次，穩定后每周觀測一次，若巷道出現特殊情況，及時匯報并繪制巷道素描圖。

（2）巷道圍巖深部位移觀測：在機巷頂板各打3個孔。每個測孔布置3個測點，分別是深基點、淺基點合在深淺基點中間的中基點（深基點據孔口大于7m，中基點距孔口4m，淺基點距孔口3m）。測站距掘進頭50m之內每天觀測一次，其余每周觀測一次。

（3）巷道頂板離層量觀測：在機巷中，每隔50m沿巷道中心線安設1套離層儀。每個測控布置兩個測點，1個深基點，1個淺基點。其中深基點設置在頂板巖層中距孔口大于5m，淺基點距孔口2.8m。根據頂板離層儀設計位置，當頂板暴露后立即安裝頂板離層儀，安裝孔距掘進頭距離1m～2m。測點距掘進頭50m內每班觀測一次，其余每天觀測一次；

3）觀測結果：7216機巷采用錨帶網索支護后至回采期間兩幫最大位移量250mm，底鼓最大位移量300mm。在穿煤段施工、節理、層理、裂隙等結構面非常發育的破碎巖體中、頂板淋水帶等特殊地段中采用一次支護與二次注漿支護相結合的支護后兩幫最大位移量350mm，底鼓最大位移量300mm。

4）結論

（1）根據現場跟蹤觀測，采用錨帶網索注聯合支護技術后圍巖保持了良好的穩定性，頂板及兩幫礦壓顯現比原傳統的“工字鋼對子棚”、“小棚距U型棚”的被動支護，圍巖變化控制明顯得到改善。可見采用錨帶網索注聯合支護方式及支護參數選擇是科學的，達到預期的效果；

（2）通過以上觀測圍巖變形數據可得看出特別是特殊地段中采用注漿加固后，支護強度高，巷道整體穩定性較好，保證了巷道變形量在允許誤差范圍之內，而且保證了施工安全。由此可以得到，錨帶網索注聯合支護在極為破碎帶有較強的支護效果。

圖1 懸吊理論錨桿支護參數計算示意圖

5 經濟效益

錨帶網索注聯合支護 簡化綜采工作面的端頭支護和超前支護工藝，提高了錨桿支護掘巷單進水平和工效，縮短了綜采工作面準備工期，技術經濟效益十分明顯。

1）7216機巷自采用了新的施工工藝，減少了傳統架棚支護的多道施工工序，使成巷速度大幅度提高。采用錨帶網索施工期間平均單進120m。過去工字鋼對子棚、U型棚支護平均單進50m；

2）錨帶網索支護技術的應用減輕了工人勞動強度，提高單進，并消除復雜困難、危險的掘后修復工作。簡化了綜采工作面端頭支護，省掉替棚工序，為回采、運輸提供了良好的作業場所，為高產、高效創造了條件。