古漢山礦1701回風巷巷道支護設計

荊隨旺+段東東

摘要：本文針對河南能源集團焦煤公司古漢山礦1701回風巷巷道圍巖條件差，直接頂屬復合類結構的特點，通過基礎參數搜集、理論計算，給出工作面順槽錨桿支護初始設計，包括具體支護形式和參數設計等內容。最終實現工作面的安全高效生產。

關鍵詞：錨桿支護 ?支護形式 ?參數設計

0 引言

錨桿支護具有“主動”支護、支護成本低、控制圍巖效果好等優點，是當今世界巷道支護技術的主要發展趨勢。實踐證明，錨桿支護成功的關鍵是支護型式的合理選擇和支護參數的科學設計，以充分發揮圍巖自身的承載能力，進行耦合支護[1-2]。

焦作礦區古漢山礦回采巷道圍巖條件差，屬于軟巖，頂板破碎，難以支護，同時直接頂屬于復合類結構特征，為了保證巷道頂板從掘進到回采結束，不發生大的離層破壞，本文通過大量實測數據收集與整理，理論計算，對回采巷道進行了巷道支護的初步設計，以確保巷道在服務期間不發生頂板冒落現象。

1 工作面概況

1701回風巷地面標高+96～+98m，工作面標高-337.7～-295m。該工作面位于17采區軌道上山東翼中部，北為21未采區，南為21031設計工作面;西為21回風下山，東為赤莊斷層保護煤柱。走向長652m，煤層厚度約為3.4m，煤層結構簡單，煤層傾角約為14°。工作面直接頂為厚度為30m的砂質泥巖，老頂為9.3m的細砂巖，底板為8.16m砂質泥巖。具體巖性如圖1所示。

2 支護設計

結合古漢山礦煤巷頂層已掘進巷道的支護經驗數據，采用理論計算法和工程類比法進行錨網+錨索支護設計。

2.1 理論計算

2.1.1 按懸吊理論計算錨桿參數：

①錨桿長度計算

L=KH+L1+L2（2-1）

式中：L——錨桿長度，mm;

H——冒落拱高度，mm;

K——安全系數，一般取K=2;

L1——錨桿錨入穩定巖層的深度，若為泥巖一般按經驗取600mm;

L2——錨桿在巷道中的外露長度，一般取40mm。

其中：H=B÷2f=3800÷（2×3）=634mm

式中：B——巷道開掘寬度，取3800mm;

f——巖石堅固性系數，取3;

則：L=2×634+600+40=1908mm。

②錨桿直徑計算：

錨桿桿體直徑根據桿體承載力與錨固力等強度原則確定，即d=35.52■（2-2）

式中，d為錨桿桿體直徑，mm;Q為錨固力，由拉拔實驗確定，kN;取64kN;σt為桿體材料抗拉強度，MPa，取340MPa; 則d=15.4mm。

③錨桿間距、排距計算：則

a2=Q÷（K×H×γ）

式中：a——錨桿間排距，mm;

Q——錨桿設計錨固力，64kN/根;

K——安全系數，一般取K=2;

H——冒落拱高度，取634mm;

γ——被懸吊巖石的重力密度，取20kN/m3;

a=1.58m。

2.1.2 錨桿錨固長度：根據錨固力應大于錨桿桿體極限載荷的原則，由錨桿桿體極限載荷和樹脂卷與圍巖的粘結強度確定錨固段長度L0：

L0=Pm/2πRL （2-3）

=235×103/2×3.14×14×2.0×106×10-3

=1.34m

式中：Pm——設計錨固力，高強預應力錨桿體極限載荷235kN;

R——錨孔半徑，2R=28mm;

L0——錨固長度;

L——樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結度，按煤體考慮，取2.0MPa。

則需要用樹脂藥卷長度：

L=[（R2-R22）/ R12]·L0（2-4）

=[（142-102）/11.52]×1.34

=0.97m

式中：L—需要樹脂錨固卷長度;

R——鉆孔半徑，R=14mm;

R2——錨桿半徑，R2=10mm;

R1——藥卷半徑，R1=11.5mm;

L0——錨固長度，L0=1.34m。

2.1.3 錨索長度的確定：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——錨索總長度，m;

La——錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，m;

Lb——需要懸吊的不穩定巖層厚度，取4.1m;

Lc——上托盤及錨具的厚度，取0.1m;

Ld——需要外露的張拉長度，取0.20m。

按GBJ86-1985要求，錨索錨固長度La按下式確定：

La≥（K·d1·fa）/4fc （2-5）

式中：

K——安全系數，取K=2;

d1——錨索鋼絞線直徑，取18.9mm;

fa——鋼絞線抗拉強度，N/mm2（1960Mpa，合1922.76N/mm2）;

fc——錨索與錨固劑的粘合強度，取18N/mm2。

則La≥（2×18.9×1922.76）/（4×18）≈1.009m

取La=1.13m

則L=1.13+4.1+0.1+0.2=5.53m。

2.1.4 錨索錨固長度

按錨固劑與圍巖（煤）的最小粘結力和錨索的破斷載荷估算錨固段長度：

L0=Pm/2πRL（2-6）

=（240×2×103）/（2×3.14×14×2.0×103）

=2.72m

式中：

Pm——設計錨固力，圓鋼錨桿體極限載荷240×2kN;

R——錨孔半徑，R=14mm;

L0——錨固長度;

L——樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結度，按煤體考慮，取2.0MPa。

則需要用樹脂藥卷長度：

L=[（R2—R22）/ R12]·L0 （2-7）

=[（142-9.452）/11.52]×2.72

=2.20m

式中：

L——需要樹脂錨固卷長度;

R——鉆孔半徑，R=14mm;

R2——錨索半徑，R2=9.45mm;

R1——藥卷半徑，R1=11.5mm;

L0——錨固長度，L0=2.72m。

2.2 工程類比

1701皮回聯絡巷采用錨網索支護，支護效果良好，能夠滿足安全及生產需要。根據1701皮回聯絡巷頂底板巖性和現掘進巷道頂板類似，所以選擇1701皮回聯絡巷為該巷支護設計的類比對象。

3 結論

①通過計算得出采用錨桿直徑Φ=15.4mm，長度L=1908mm，間排距1580mm，錨桿錨固劑總長度0.97 m/孔，錨索長6.28m，直徑Φ=18.9mm，錨桿錨固劑總長度2.2m/孔。②工程類比得出使用計算得出參數設計的支護材料對巷道進行支護可有效控制巷道頂板和兩幫的圍巖變形，最終實現工作面的安全高效生產。

參考文獻：

[1]張茂.錨桿支護技術的應用現狀和前景分析[J].太原科技，2005，02（6）.

[2]錨桿支護技術的發展及應用[J].煤炭技術，2007（08）.

[3]孫長春.小紀汗煤礦首采工作面錨桿支護設計與應用[J].煤炭與化工，2014（01）.endprint

摘要：本文針對河南能源集團焦煤公司古漢山礦1701回風巷巷道圍巖條件差，直接頂屬復合類結構的特點，通過基礎參數搜集、理論計算，給出工作面順槽錨桿支護初始設計，包括具體支護形式和參數設計等內容。最終實現工作面的安全高效生產。

關鍵詞：錨桿支護 ?支護形式 ?參數設計

0 引言

錨桿支護具有“主動”支護、支護成本低、控制圍巖效果好等優點，是當今世界巷道支護技術的主要發展趨勢。實踐證明，錨桿支護成功的關鍵是支護型式的合理選擇和支護參數的科學設計，以充分發揮圍巖自身的承載能力，進行耦合支護[1-2]。

焦作礦區古漢山礦回采巷道圍巖條件差，屬于軟巖，頂板破碎，難以支護，同時直接頂屬于復合類結構特征，為了保證巷道頂板從掘進到回采結束，不發生大的離層破壞，本文通過大量實測數據收集與整理，理論計算，對回采巷道進行了巷道支護的初步設計，以確保巷道在服務期間不發生頂板冒落現象。

1 工作面概況

1701回風巷地面標高+96～+98m，工作面標高-337.7～-295m。該工作面位于17采區軌道上山東翼中部，北為21未采區，南為21031設計工作面;西為21回風下山，東為赤莊斷層保護煤柱。走向長652m，煤層厚度約為3.4m，煤層結構簡單，煤層傾角約為14°。工作面直接頂為厚度為30m的砂質泥巖，老頂為9.3m的細砂巖，底板為8.16m砂質泥巖。具體巖性如圖1所示。

2 支護設計

結合古漢山礦煤巷頂層已掘進巷道的支護經驗數據，采用理論計算法和工程類比法進行錨網+錨索支護設計。

2.1 理論計算

2.1.1 按懸吊理論計算錨桿參數：

①錨桿長度計算

L=KH+L1+L2（2-1）

式中：L——錨桿長度，mm;

H——冒落拱高度，mm;

K——安全系數，一般取K=2;

L1——錨桿錨入穩定巖層的深度，若為泥巖一般按經驗取600mm;

L2——錨桿在巷道中的外露長度，一般取40mm。

其中：H=B÷2f=3800÷（2×3）=634mm

式中：B——巷道開掘寬度，取3800mm;

f——巖石堅固性系數，取3;

則：L=2×634+600+40=1908mm。

②錨桿直徑計算：

錨桿桿體直徑根據桿體承載力與錨固力等強度原則確定，即d=35.52■（2-2）

式中，d為錨桿桿體直徑，mm;Q為錨固力，由拉拔實驗確定，kN;取64kN;σt為桿體材料抗拉強度，MPa，取340MPa; 則d=15.4mm。

③錨桿間距、排距計算：則

a2=Q÷（K×H×γ）

式中：a——錨桿間排距，mm;

Q——錨桿設計錨固力，64kN/根;

K——安全系數，一般取K=2;

H——冒落拱高度，取634mm;

γ——被懸吊巖石的重力密度，取20kN/m3;

a=1.58m。

2.1.2 錨桿錨固長度：根據錨固力應大于錨桿桿體極限載荷的原則，由錨桿桿體極限載荷和樹脂卷與圍巖的粘結強度確定錨固段長度L0：

L0=Pm/2πRL （2-3）

=235×103/2×3.14×14×2.0×106×10-3

=1.34m

式中：Pm——設計錨固力，高強預應力錨桿體極限載荷235kN;

R——錨孔半徑，2R=28mm;

L0——錨固長度;

L——樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結度，按煤體考慮，取2.0MPa。

則需要用樹脂藥卷長度：

L=[（R2-R22）/ R12]·L0（2-4）

=[（142-102）/11.52]×1.34

=0.97m

式中：L—需要樹脂錨固卷長度;

R——鉆孔半徑，R=14mm;

R2——錨桿半徑，R2=10mm;

R1——藥卷半徑，R1=11.5mm;

L0——錨固長度，L0=1.34m。

2.1.3 錨索長度的確定：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——錨索總長度，m;

La——錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，m;

Lb——需要懸吊的不穩定巖層厚度，取4.1m;

Lc——上托盤及錨具的厚度，取0.1m;

Ld——需要外露的張拉長度，取0.20m。

按GBJ86-1985要求，錨索錨固長度La按下式確定：

La≥（K·d1·fa）/4fc （2-5）

式中：

K——安全系數，取K=2;

d1——錨索鋼絞線直徑，取18.9mm;

fa——鋼絞線抗拉強度，N/mm2（1960Mpa，合1922.76N/mm2）;

fc——錨索與錨固劑的粘合強度，取18N/mm2。

則La≥（2×18.9×1922.76）/（4×18）≈1.009m

取La=1.13m

則L=1.13+4.1+0.1+0.2=5.53m。

2.1.4 錨索錨固長度

按錨固劑與圍巖（煤）的最小粘結力和錨索的破斷載荷估算錨固段長度：

L0=Pm/2πRL（2-6）

=（240×2×103）/（2×3.14×14×2.0×103）

=2.72m

式中：

Pm——設計錨固力，圓鋼錨桿體極限載荷240×2kN;

R——錨孔半徑，R=14mm;

L0——錨固長度;

L——樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結度，按煤體考慮，取2.0MPa。

則需要用樹脂藥卷長度：

L=[（R2—R22）/ R12]·L0 （2-7）

=[（142-9.452）/11.52]×2.72

=2.20m

式中：

L——需要樹脂錨固卷長度;

R——鉆孔半徑，R=14mm;

R2——錨索半徑，R2=9.45mm;

R1——藥卷半徑，R1=11.5mm;

L0——錨固長度，L0=2.72m。

2.2 工程類比

1701皮回聯絡巷采用錨網索支護，支護效果良好，能夠滿足安全及生產需要。根據1701皮回聯絡巷頂底板巖性和現掘進巷道頂板類似，所以選擇1701皮回聯絡巷為該巷支護設計的類比對象。

3 結論

①通過計算得出采用錨桿直徑Φ=15.4mm，長度L=1908mm，間排距1580mm，錨桿錨固劑總長度0.97 m/孔，錨索長6.28m，直徑Φ=18.9mm，錨桿錨固劑總長度2.2m/孔。②工程類比得出使用計算得出參數設計的支護材料對巷道進行支護可有效控制巷道頂板和兩幫的圍巖變形，最終實現工作面的安全高效生產。

參考文獻：

[1]張茂.錨桿支護技術的應用現狀和前景分析[J].太原科技，2005，02（6）.

[2]錨桿支護技術的發展及應用[J].煤炭技術，2007（08）.

[3]孫長春.小紀汗煤礦首采工作面錨桿支護設計與應用[J].煤炭與化工，2014（01）.endprint

摘要：本文針對河南能源集團焦煤公司古漢山礦1701回風巷巷道圍巖條件差，直接頂屬復合類結構的特點，通過基礎參數搜集、理論計算，給出工作面順槽錨桿支護初始設計，包括具體支護形式和參數設計等內容。最終實現工作面的安全高效生產。

關鍵詞：錨桿支護 ?支護形式 ?參數設計

0 引言

錨桿支護具有“主動”支護、支護成本低、控制圍巖效果好等優點，是當今世界巷道支護技術的主要發展趨勢。實踐證明，錨桿支護成功的關鍵是支護型式的合理選擇和支護參數的科學設計，以充分發揮圍巖自身的承載能力，進行耦合支護[1-2]。

焦作礦區古漢山礦回采巷道圍巖條件差，屬于軟巖，頂板破碎，難以支護，同時直接頂屬于復合類結構特征，為了保證巷道頂板從掘進到回采結束，不發生大的離層破壞，本文通過大量實測數據收集與整理，理論計算，對回采巷道進行了巷道支護的初步設計，以確保巷道在服務期間不發生頂板冒落現象。

1 工作面概況

1701回風巷地面標高+96～+98m，工作面標高-337.7～-295m。該工作面位于17采區軌道上山東翼中部，北為21未采區，南為21031設計工作面;西為21回風下山，東為赤莊斷層保護煤柱。走向長652m，煤層厚度約為3.4m，煤層結構簡單，煤層傾角約為14°。工作面直接頂為厚度為30m的砂質泥巖，老頂為9.3m的細砂巖，底板為8.16m砂質泥巖。具體巖性如圖1所示。

2 支護設計

結合古漢山礦煤巷頂層已掘進巷道的支護經驗數據，采用理論計算法和工程類比法進行錨網+錨索支護設計。

2.1 理論計算

2.1.1 按懸吊理論計算錨桿參數：

①錨桿長度計算

L=KH+L1+L2（2-1）

式中：L——錨桿長度，mm;

H——冒落拱高度，mm;

K——安全系數，一般取K=2;

L1——錨桿錨入穩定巖層的深度，若為泥巖一般按經驗取600mm;

L2——錨桿在巷道中的外露長度，一般取40mm。

其中：H=B÷2f=3800÷（2×3）=634mm

式中：B——巷道開掘寬度，取3800mm;

f——巖石堅固性系數，取3;

則：L=2×634+600+40=1908mm。

②錨桿直徑計算：

錨桿桿體直徑根據桿體承載力與錨固力等強度原則確定，即d=35.52■（2-2）

式中，d為錨桿桿體直徑，mm;Q為錨固力，由拉拔實驗確定，kN;取64kN;σt為桿體材料抗拉強度，MPa，取340MPa; 則d=15.4mm。

③錨桿間距、排距計算：則

a2=Q÷（K×H×γ）

式中：a——錨桿間排距，mm;

Q——錨桿設計錨固力，64kN/根;

K——安全系數，一般取K=2;

H——冒落拱高度，取634mm;

γ——被懸吊巖石的重力密度，取20kN/m3;

a=1.58m。

2.1.2 錨桿錨固長度：根據錨固力應大于錨桿桿體極限載荷的原則，由錨桿桿體極限載荷和樹脂卷與圍巖的粘結強度確定錨固段長度L0：

L0=Pm/2πRL （2-3）

=235×103/2×3.14×14×2.0×106×10-3

=1.34m

式中：Pm——設計錨固力，高強預應力錨桿體極限載荷235kN;

R——錨孔半徑，2R=28mm;

L0——錨固長度;

L——樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結度，按煤體考慮，取2.0MPa。

則需要用樹脂藥卷長度：

L=[（R2-R22）/ R12]·L0（2-4）

=[（142-102）/11.52]×1.34

=0.97m

式中：L—需要樹脂錨固卷長度;

R——鉆孔半徑，R=14mm;

R2——錨桿半徑，R2=10mm;

R1——藥卷半徑，R1=11.5mm;

L0——錨固長度，L0=1.34m。

2.1.3 錨索長度的確定：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——錨索總長度，m;

La——錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，m;

Lb——需要懸吊的不穩定巖層厚度，取4.1m;

Lc——上托盤及錨具的厚度，取0.1m;

Ld——需要外露的張拉長度，取0.20m。

按GBJ86-1985要求，錨索錨固長度La按下式確定：

La≥（K·d1·fa）/4fc （2-5）

式中：

K——安全系數，取K=2;

d1——錨索鋼絞線直徑，取18.9mm;

fa——鋼絞線抗拉強度，N/mm2（1960Mpa，合1922.76N/mm2）;

fc——錨索與錨固劑的粘合強度，取18N/mm2。

則La≥（2×18.9×1922.76）/（4×18）≈1.009m

取La=1.13m

則L=1.13+4.1+0.1+0.2=5.53m。

2.1.4 錨索錨固長度

按錨固劑與圍巖（煤）的最小粘結力和錨索的破斷載荷估算錨固段長度：

L0=Pm/2πRL（2-6）

=（240×2×103）/（2×3.14×14×2.0×103）

=2.72m

式中：

Pm——設計錨固力，圓鋼錨桿體極限載荷240×2kN;

R——錨孔半徑，R=14mm;

L0——錨固長度;

L——樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結度，按煤體考慮，取2.0MPa。

則需要用樹脂藥卷長度：

L=[（R2—R22）/ R12]·L0 （2-7）

=[（142-9.452）/11.52]×2.72

=2.20m

式中：

L——需要樹脂錨固卷長度;

R——鉆孔半徑，R=14mm;

R2——錨索半徑，R2=9.45mm;

R1——藥卷半徑，R1=11.5mm;

L0——錨固長度，L0=2.72m。

2.2 工程類比

1701皮回聯絡巷采用錨網索支護，支護效果良好，能夠滿足安全及生產需要。根據1701皮回聯絡巷頂底板巖性和現掘進巷道頂板類似，所以選擇1701皮回聯絡巷為該巷支護設計的類比對象。

3 結論

①通過計算得出采用錨桿直徑Φ=15.4mm，長度L=1908mm，間排距1580mm，錨桿錨固劑總長度0.97 m/孔，錨索長6.28m，直徑Φ=18.9mm，錨桿錨固劑總長度2.2m/孔。②工程類比得出使用計算得出參數設計的支護材料對巷道進行支護可有效控制巷道頂板和兩幫的圍巖變形，最終實現工作面的安全高效生產。

參考文獻：

[1]張茂.錨桿支護技術的應用現狀和前景分析[J].太原科技，2005，02（6）.

[2]錨桿支護技術的發展及應用[J].煤炭技術，2007（08）.

[3]孫長春.小紀汗煤礦首采工作面錨桿支護設計與應用[J].煤炭與化工，2014（01）.endprint