黄白茨煤矿采用锚杆、锚喷支护井下巷道、峒室已有四十余年的历史，早在上世纪60年代五虎山煤矿建井时期就采用钢丝绳注浆锚杆、锚喷技术支护巷道、峒室，但由于对锚杆、锚喷支护机理的认识不够，锚杆、锚喷支护的应用范围仍局限于围岩比较稳定的煤岩巷中，许多复杂顶板条件下，围岩稳定性较差的巷道仍采用料石砌碹、砌墙钢梁、工字钢棚子支护，这些传统的被动支护方式支护费用高、支护速度慢，工人劳动强度大，支护效果差，大大制约着开拓、掘进的速度，造成采、掘比例失调，出现采、掘接续紧张的局面，为了更好的解决这些问题，我矿从2001年开始对典型复杂顶板条件下4#、12#煤层的采、准巷道支护方式进行试验研究，采用“锚杆+锚索+钢筋网片+钢带+钢托盘”进行联合支护，取得了显著成效。

 

 

　　(一)围岩条件

 

　　黄白茨煤矿12＃煤层全区赋存稳定，煤厚5—7.5米，平均4.8米，倾角5—8°，是矿区主采煤层之一。该煤层结构复杂，含矸5—7层，其中较稳定的有四层，上矸厚度0.4—0.6米，中矸厚度0.2米，三矸厚度0.3—0.5米，四矸厚度0.1—0.2米，夹矸岩性全部为粘土岩，节理发育，易碎。

 

　　煤层直接顶为粘土岩，节理裂隙发育，厚度4—6米，下部有一层0.2米薄岩层、含煤屑、易剥落，老顶为细砂岩，厚度4.21米，煤层底板为粘土岩，厚度0.51—1.05米。

 

　　根据煤层赋存条件及煤质要求，回采巷道布置在三矸以上，上矸以下煤层中，巷道以上矸为顶掘进。

 

　　(二)支护方式及施工工艺

 

　　12层煤全部采用双巷掘进，即一条回风巷、一条运输巷，巷道为矩形断面，掘进断面回风巷12.24㎡，运输巷16.56㎡，两巷均平行沿12层煤上矸为顶掘进。上矸为泥质页岩，比较松软，上矸与煤层顶板间煤厚0.2～0.3m之间，顶板采用锚杆支护时，局部顶板难以留住，经常出现漏顶现象。根据两巷的地质条件及矿压显现，巷道顶板围岩稳定性相对较差，原支护方式惯用工字钢架棚形式，维护费用高、劳动强度大，针对这种情况，为寻求一种更有效、更经济的支护方式，经认真研究分析，回风巷中顶板采用“锚杆+锚索+钢筋网片+钢带+钢托盘”组合支护，两帮采用竹锚杆支护。通过锚杆将钢筋网片、钢带固定在顶板上，利用网片防止顶板上所留碎矸的掉落，维护组合拱的平衡。运输巷为机轨合一巷，断面大，顶板采用“锚杆+锚索+钢筋网片+钢带+钢托盘”支护，用φ15.24mm的钢绞线将锚杆加固的组合梁整体悬吊于坚硬岩层中形成一个平衡拱。这种支护与锚杆支护相比具有较高的承载力和较好的可缩性，能够有效的防止顶板冒落。因此在掘进巷道中被广泛应用。如在巷道开口、十字交叉口处、顶板破碎及压力大时的支护，尤其应用在施工1294工作面回撤通道中，不仅简化了回撤工序，缩短了回撤时间，节省了支护材料的消耗。而且还有效的控制了顶板下沉。

 

　　（三）支护参数计算

 

　　1、按照悬吊理论计算锚杆参数

 

　　L≥KH+L1+L2

 

　　式中：L—锚杆长度（m）；

 

　　H—冒落拱高度；

 

　　K—安全系数，取K=2；

 

　　L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，取L1=0.6m；

 

　　L2—锚杆在巷道中的外露长度，取L2=0.1m；

 

　　其中：H=B/2f=4.6/2×4=0.58

 

　　B—巷道宽度，取B=4.6m；

 

　　f—岩石坚固性系数，粘土岩取f=4.0m；

 

　　L≥KH+L1+L2=2×0.58+0.6+0.1=1.86m

 

　　故：取锚杆长度L=2.0m。

 

　　2、锚杆排、间距及杆体直径

 

　　锚杆间距按不大于锚杆长度的一半考虑，间距不大于1m，但考虑到巷道顶板为煤岩互层，节理、裂隙比较发育，经现场观察裂隙间距一般为15-25cm，锚杆间距按不大于节理裂隙间距3倍考虑，应为0.45—0.75m，综合考虑锚杆间距确定为0.7m。

 

　　①.锚杆排距：确定为0.8m，每排4根锚杆。

 

　　②.锚杆直径：

 

　　③.锚杆承载能力为：

 

　　P＝a﹒d﹒h﹒r

 

　　＝0.7×0.8×2×23

 

　　＝25.76kN

 

　　式中：a——锚杆间距；

 

　　b——锚杆排距；

 

　　h——锚杆承载岩体高度，取2m；

 

　　r——承载岩体加权平均容重，取23kN/m3；

 

　　K——安全系数，取2；

 

　　σ——锚杆材料抗拉强度，普通圆钢取24kN/cm2；

 

　　3、锚索长度及布置方式

 

　　（1）  巷道潜在冒落高度H

 

　　①.按巷道宽度的1.5倍计算冒落高度

 

　　H1＝1.5B＝1.5×3.4＝5.1m

 

　　潜在冒落范围面积S为：

 

　　②.按实际井下现场观察冒落高度最高为H＝2m，取高度H2＝2m

 

　　则，潜在冒落面积S为：

 

　　③.按围岩松动圈半径RO计算潜在冒高H

 

　　式中：ro——巷道的等效半径，非圆形巷道取其外接圆半径，

 

　　P——作用于模型上（巷道上）的应力；

 

　　P＝K′TH

 

　　＝2×23×160

 

　　＝7360kN

 

　　式中：K′——为支撑压力集中系数，取K′＝2；

 

　　H——为埋深，取160m；

 

　　T——为岩石加权平均容重，取23kN／m3；

 

　　Pi——支护阻力，按无支护计算Pi＝0；

 

　　K——围岩粘聚力，取K＝1.30MPa；

 

　　Φ——围岩内摩擦角，取35°；

 

　　经计算围岩松动圈半径：RO＝3.176m

 

　　潜在冒落拱高度：H3＝RO－h1／2（h1为巷道高度，取3.4m）

 

　　＝3.176－1.7

 

　　＝1.476m

 

　　非圆形巷道松动圈需加以修正，修正系数取1.4，冒落拱高度H＝1.4×1.476＝2.068m。

 

　　冒落拱面积

 

　　（2）  计算锚索长度

 

　　按公式分别对以上三种潜在冒落高计算锚索长度

 

　　L′≥L1＋L2＋H

 

　　L1′=7.3m

 

　　L2′=4.1m

 

　　L3′=4.168m

 

　　式中：L1——锚索外露长度，取L1＝0.3m；

 

　　L2——锚索锚固长度，取L2＝1.8m；

 

　　H——冒落高度，根据以上计算分别为：H1＝5.1m，

 

　　H2＝2m，H3＝2.068m；

 

　　根据上述计算结果，确定锚索长度为6m。

 

　　锚索采用S2360、Z2360聚酯树脂卷加长锚固，每孔1卷S2360，2卷Z2360树脂卷，锚固长度1.8m。

 

　　（3）  锚索的选择

 

　　锚索选择1×7丝，直径为15.24mm，破断力Pe＝260kN钢绞线。

 

　　锚索悬吊力Q为：

 

　　Q＝S﹒Υ﹒D

 

　　其中：S——冒落范围面积，

 

　　式中：B——巷宽，取3.4m；

 

　　H——悬吊岩石高度，取3.9m；

 

　　1/2——冒高超过巷宽时，按三角冒落面积计算；

 

　　Υ——冒落拱岩石容重，取23kN/m3；

 

　　D——锚索间距m；

 

　　当锚索悬吊力Q等于锚索破断力Pe＝260kN时

 

　　则可得出D＝Pe/S·r

 

　　取锚索间距1.5m

 

　　锚索实际悬吊力为Q＝6.63×23×1.5＝228.7kN

 

　　Q＜Pe所选钢绞线符合要求。

 

　　锚梁选用10＃槽钢，长度0.5m，配带120×120×10mm钢托板。

 

　　（4）  锚固力

 

　　树脂每平方厘米抗拉强度一般达100Kg/cm2，锚固长度1.8m，孔径φ27mm，锚固力达1526kN，经现场实际试验，在砂岩中每米锚固长度，锚固力达380kN，锚固长度为1.8m时，锚固力达684kN，远大于钢绞线的静拉力。

 

　　帮锚采用竹锚杆，锚杆长1800mm，实芯快硬膨胀水泥药卷端头锚固，每孔2个水泥卷，三花布置，间排距900×1000mm，帮锚杆所用木托板规格300×150×50mm。

 

　　钢筋网规格：φ6mm冷拔钢筋焊制，网孔150×150mm，网长3.0m，宽1.0m。断面支护见图3。

 

 

　　1  锚杆支护材料费分析

 

　　每米支护顶锚杆5套、钢筋网一块费用170.8元；梯形梁0.8米一根，折合每米费用40.1元；锚索1.5米一根，折合每米费用62.96元；帮锚杆4套费用52.7元；共计每米巷道支护费用326.56元。

 

　　2  矿工钢架棚支护巷道材料费分析

 

　　工字钢按复用3次计算，每米工字钢费用426.07元；每米巷道刹顶费用179元；共计605.07元。

 

　　3  经济对比

 

　　经以上计算，锚杆支护较钢梁支护仅材料一项可节约费用278.51元/米。

 

　　从2001年6月至2011年6月，苏海图矿、黄白茨矿12#煤层和五虎山矿4#煤层用“锚杆——锚索——钢筋网片——钢带——钢托盘”联合支护方式，共支护煤巷59050米，与工字钢架棚支护相比，巷道支护仅材料费一项节约1541.97万元，经济效益十分显著。

 

　　煤巷锚杆与锚索联合支护方式，能有效地控制巷道顶板的早期离层，减少巷道围岩变形，提高巷道支护的可靠性，与砌墙钢梁等支护形式相比，可大大减少工人的劳动强度，提高掘进速度，降低巷道支护及维护费用，给回采作业创造了更为方便、安全的环境和条件，有着十分显著的经济效益和社会效益。