袁店一井1004风巷支护锚索参数的确定及实践效果分析

朱成行

摘 要：基于袁店一井煤矿1004工作面风巷的具体地质条件，通过理论分析及现场经验，提出了专门针对1004风巷的锚网索联合支护技术，并对支护效果进行现场监测，实现了巷道顺利掘进及有效支护，且减少了材料的消耗，取得了较好的技术及经济效益。

关键词：巷道支护 锚索参数 矿压

中图分类号：TE2 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）05（a）-0094-02

1 工程地质概述

1004工作面所处煤层较稳定，煤层厚度2.86～3.27 m，平均3.0 m。煤层倾角近水平。煤层直接底板为黑色砂质泥岩，厚度为5.1 m，上部含较多植物跟部化石，下部含羊齿等植物化石、夹煤线。老底为褐灰色中粒砂岩（S9）厚8.8 m，以石英、长石为主，含暗黑色矿物和黑色泥岩包裹体，钙质胶结，间夹0.1 m菱铁质泥岩。再向下为石炭系太原群上部岩层，主要为砂岩、砂质泥岩、石灰岩及薄煤层。所要掘进的1004风巷总长度约为1000 m，巷道设计宽度为4000 mm，高度为2700 mm，呈矩形断面，总断面面积为10.8 m2。

2 锚索参数取值研究

2.1 锚索间排距

通过试验锚具效率系数应满足：

（1）

由式（1）得钢绞线与锚具组装件在静载作用下的抗拉强度应满足：

（2）

式中：为钢绞线协同作用系数，在此取0.99。

综合考虑上述因素和现场实测资料，实际工程中锚索抗拉强度Fms应满足：

（3）

式中：为工程条件影响系数，取值0.90。从而得出锚索的破断力应满足：

（4）

直径为15.24 mm和17.8 mm钢绞线的按国标GB/T5224-2003的要求取值分别为260 kN和353 kN，从而得出两种锚索破断力分别为220 kN和299 kN。

普氏理论方法是我国计算巷道松动压力普遍采用的方法。根据普氏理论有：

（5）

（6）

式中：b0为冒落拱最大高度，m；a1为冒落拱最大跨度的一半，m；a为巷道宽度的一半，m；H为巷道高度，m；f为围岩坚固性系数，根据袁店一矿1004工作面实际地质资料，确定f值取0.9；为围岩内摩擦角，取30°。

普氏拱轴线方程[2]为：

（7）

通过积分求得巷道顶板的冒落拱面积：

m2 （8）

从而冒落拱岩体载荷：

kN/m

直径为17.8 mm锚索沿巷道顶板每米承受载荷见表1，表中“—”表示直径17.8 mm锚索沿巷道顶板每米承受载荷小于冒落拱岩体载荷。

由表1可知，B、D、E三种方案富余承载空间很大，锚索存在很大浪费。因此较优的方案为A、C和F，其中A方案锚索布置在巷道中部，沿巷道走向锚索预应力扩散较好，但沿巷道横向预应力作用范围有限；F方案沿巷道横向锚索预应力扩散较好，但沿巷道走向预应力作用范围有限，而C方案，预应力沿巷道横向相互叠加，与锚杆预应力相互作用，形成网络骨架结构，并在巷道走向方向预应力扩散较好。因此，锚索直径为17.8 mm时，合理的锚索布置为每排两根，排距为1.8 m。

2.2 锚索长度

确定锚索长度及位置时主要应考虑载荷高度和稳定岩层的赋存情况，载荷高度根据冒落拱高度进行计算，则锚索长度：

2+3.95+0.2 +0.25=6.4 m （9）

式中：Lm为锚索总长度，m；La为锚索超出冒落拱长度，2 m；Lb为冒落拱高度，3.95 m；Lc为锚索托盘及索具的厚度，取0.2 m；Ld为需要外露的张拉长度，取0.25 m。为确保安全，在此确定锚索长度为6.5 m。

3 支护方案的确定

根据以上理论分析，并结合现场经验，得出1004风巷如下初步支护方案：

顶部网片采用菱形金属网，采用10#铁丝机械编制，网孔50×50 mm，帮部采用1×50 m矿用高强护帮塑网；锚杆选用Ф20×2000 mm等强树脂锚杆，M型锚杆托盘140×140×8 mm；顶部M型钢带长4500 mm，帮部使用梯子梁，长1878 mm，978 mm，每排布置两根，压茬连接；顶部锚索选用Φ17.8×6500 mm，锚索托盘300×300×14 mm，选用Z2550、K2550型树脂锚固剂。

顶板布置5根锚杆，间排距为900×900 mm，两帮各4根锚杆，间排距800×900 mm，使用两根Z2550树脂锚固剂，锚索间排距为2000×1800 mm，每根锚索用一根K2550和两根Z2550树脂药卷，沿巷道中顶向左、右各偏1000布置一列。锚杆预紧力矩不小于200 Nm，锚索预紧力应不小于150 kN。

4 现场实测

为了掌握1004风巷巷掘进期间在支护方案下的巷道围岩变形规律，并验证锚杆支护初始设计的合理性[3]，在巷道掘进段布置两个监测站，间隔100 m，开始每天检测次，一周后每两天检测一次，检测60天。

从图2可以看出，随着掘进工作面的不断推进，两帮及顶底板移近量在观测初期变化较快，20 d左右时两帮位移变化开始减小，到50 d时趋于稳定，顶底板位移变化到21 d时开始减小，45 d之后渐渐趋于稳定。到60 d时顶底板移近量达到180 mm，两帮移近量约为190 mm左右。在检测初期，顶底板移近速率逐渐变大，到第10 d左右达到最大，之后逐渐变小。两帮移近速率波动不大，呈逐步减小趋势。

从以上分析可以看出，通过对锚索的专门设计可以很好的控制围岩的变形情况，无论是顶底板还是左右两帮的移近量都在可控范围之内，从而说明此支护参数合理可用，起到了参数优化的效果。

参考文献

[1] 喻波.压力拱理论及隧道埋深划分方法研究[M].中国铁道出版社，2008.

[2] 陈光炎，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999：138-140.

[3] 张涛，刘剑友，陈道志.厚表土层薄基岩条件下回采巷道支护研究[J].煤炭工程，2012：74-76.endprint