紅慶梁礦主斜井錨—噴—網—U型鋼聯合支護研究

彭 偉 李 軍 荊 平 惠永崗 程子厚 王 磊

(1.鄂爾多斯市昊華紅慶梁礦業有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 014316；2.北京中煤礦山工程有限公司,北京 100013； 3.煤礦深井建設技術國家工程實驗室,北京 100013)

紅慶梁礦主斜井錨—噴—網—U型鋼聯合支護研究

彭 偉1李 軍1荊 平1惠永崗1程子厚2，3王 磊2,3*

(1.鄂爾多斯市昊華紅慶梁礦業有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 014316；
2.北京中煤礦山工程有限公司,北京 100013； 3.煤礦深井建設技術國家工程實驗室,北京 100013)

針對紅慶梁煤礦主斜井現有支護體系中存在著支護成本較高、支護效果差、掘進速度慢等問題，在確保巷道安全穩定的前提下，將主斜井目前的“錨—網—噴”聯合支護體系更改為“錨—噴—網—U型鋼支架”聯合支護體系，并對支護參數進行了優化，在保證巷道穩定的前提下，減少了錨桿錨索的數量，節約了成本，加快了掘進速度。

巷道，支護，掘進速度，成本

0 引言

紅慶梁煤礦主斜井穿過白堊系志丹群、侏羅系安定組、直羅組和延安組地層，其中安定組含水軟巖層和延安組含水礫巖層為紅慶梁井筒施工工程的技術難點。本礦區地層具有富水性強、巖性軟弱、地質條件復雜等特點。

主斜井中砂巖、泥巖等軟弱巖層遇水泥化[1，2]，使得錨桿施工困難、錨桿錨固力達不到設計要求，導致現有的錨網噴+錨索+金屬支架支護體系不能充分與圍巖耦合作用，原有的錨網噴架支護結構失效；延安組含水礫巖層巖石堅硬但巖體破碎，礫巖段巖石破碎、涌水量大將導致主斜井的施工掘進速度慢、原設計的錨網索噴支護方式，特別是錨桿、索施工困難。此外水動力作用一方面將導致礫巖間充填物的流失，礫巖層內形成泄水通道，使得巷道工作面水量越來越大；另一方面，礫巖間充填物或膠結物的流失，將導致礫巖膠結性越來越差，引發礫巖脫落，造成巷道冒頂、片幫等嚴重災害，甚至誘發工程事故[3，4]。

綜上所述，紅慶梁煤礦主斜井穿越巖層為工程軟巖，圍巖等級為Ⅳ級～Ⅴ級。該地區巷道圍巖單軸抗壓強度低，具有中膨脹性，開挖后松動圈大等特點。綜合以上數據分析可確定該地區軟巖為兼有膨脹性軟巖特點和軟弱破碎型軟巖特點的復合型軟巖。同時主斜井井筒穿越地層涌水量大，造成巷道掘進、支護和排矸的施工困難，而這將不可避免的影響井筒支護效果，延誤施工進度、增加工程投資，甚至誘發工程事故。

針對這些不足，本文在確保巷道安全穩定的前提下，將主斜井目前的“錨—網—噴”聯合支護體系更改為“錨—噴—網—U型鋼支架”聯合支護體系，對支護參數進行優化，在保證巷道穩定的前提下，減少了錨桿錨索的數量，節約了成本，加快了掘進速度。

1 錨桿支護參數設計

錨桿長度根據懸吊理論[5，6]及免壓拱理論[7，8]計算，即：

l=l1+l2+l3。

其中,l1取0.15 m；l2為冒落拱高度h；l3為錨桿的錨固長度，根據現場實際施工情況，取l3=0.8 m。

其中，k=1.5；礫巖層段位于沿主斜井長度為1 434.5 m～1 530.5 m，對應垂直深度應為395.411 m

斜井巷道斷面形狀為三心拱斷面，其拱頂和兩幫毛斷面周長為2.036 5×2+4.252 5=8.325 5m。則拱頂及幫部的錨桿數目為8.325 5/0.779=10.69，取11根。實際間距為8.325 5/11=0.757m，滿足要求。為施工安全，錨桿的間、排距可取800mm。

Q為錨桿錨固力值，根據規范規定錨桿每延長米錨固力不小于25 kN，依據錨桿長度2.6 m則錨桿錨固力不小于65 kN，根據經驗取錨固力值Q為100 kN；σt取300 MPa。

2 噴射混凝土

噴射混凝土主要由水泥、砂、石子和速凝劑組成。水泥采用425號普通硅酸鹽水泥，噴射混凝土的配比為：水泥∶砂∶石=1∶2∶2，速凝劑的摻量(占水泥重量)為3%。每立方米混凝土中各種材料的用量見表1。

表1 1 m3噴射混凝土中各種材料的用量

3 金屬網片及現場施工設計

為保證噴層有較大的柔性和強度，應在噴射混凝土層中加設金屬網。施工采用φ8 mm圓鋼焊接網，網格尺寸為100 mm×100 mm，片網的尺寸為1 000 mm×1 000 mm。錨桿托盤采用150 mm的方形鑄鐵件。U型鋼支架采用25號U型鋼支架。

樹脂錨桿選用樹脂錨固劑，要求錨桿的錨固力在80 kN以上。錨桿安裝完成后，施加預應力，其值為初錨固力的80%。錨桿的初錨固力，通過錨桿拉拔計在現場實測得到。

錨—噴—網—U型鋼支架聯合支護形式示意圖見圖1。支護方案中主要支護技術參數為11根樹脂錨桿，間排距800 mm×800 mm，長度L=2 600 mm,直徑φ=22 mm，護棚錨桿6根。

4 結語

主斜井典型軟弱圍巖段變形收斂監測結果表明：在弱膠結富水軟巖采用25號U型鋼棚+金屬網片+噴射混凝土的支護方式，在主斜井井筒圍巖收斂變形取得了較好的效果。其中斷面1(340 m)頂底板的397 d變形量為29.59 mm，斷面2(350 m)頂底板的397 d變形量為33.79 mm。斷面3(360 m)頂底板的33 d變形量為3.64 mm，兩幫移近量0.77 mm，穩定后變形速率均小于0.1 mm/d。這一支護形式表明在保障井下作業安全的前提下，一舉破解了巖體破碎、涌水量大導致的主斜井的施工掘進速度慢、原設計的錨網索噴支護中錨桿、錨索施工困難的問題，減輕了工人勞動強度，提高了勞動效率，累計減少支護投入300多萬元，取得良好經濟效益。

[1] 蔡來炳.軟弱圍巖淺埋偏壓連拱隧道力學效應研究[D].上海：同濟大學土木工程學院,2008.

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[3] 張 和.深井泥巖頂板回采巷道破壞特征及支護設計[J].煤礦安全,2014(9)：49.

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Study on joint support of anchor-spraying-network-U-style steel of main incline shaft of Hongqingliang coal mine

Peng Wei1Li Jun1Jing Ping1Hui Yonggang1Cheng Zihou2,3Wang Lei2,3*

(1.ErdosHaohuaHongqingliangMiningIndustryCo.,Ltd,Erdos014316,China;2.BeijingChinaCoalMineEngineeringCo.,Ltd,Beijing100013,China;3.NationalEngineeringLaborotaryofMineWellConstructionTechnology,Beijing100013,China)

In light of current support system problems of main incline shaft of Hongqingliang coal mine, such as high support cost, poor support effect and slow tunneling speed and so on, in the premise of guaranteeing roadway safety, it transforms current “anchor-network-spraying” joint support system into “anchor-spraying-network-U-style steel” joint support system, and optimizes support parameters. In the premise of ensuring roadway stability, it reduces anchor cable quantity, saves cost and speeds up tunneling speed as well.

roadway, support, tunneling speed, cost

2015-05-29

彭 偉(1966- )，男，高級工程師

1009-6825(2015)22-0068-03

TD355.9

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