摘要：我礦1691工作面上覆8煤層1681正在回采，1681風道布置在1691風道上方32米，為保證正常生產(chǎn)銜接，現(xiàn)準備掘進1691風道。為保證支護安全的前提下，兼顧巷道的快速掘進，通過相應的理論分析和計算，采用高強度錨桿支護系統(tǒng)，使巷道圍巖保持穩(wěn)定，滿足了正常生產(chǎn)需要。
開灤錢家營礦業(yè)分公司是1988年投產(chǎn)的大型現(xiàn)代化礦井，設計年生產(chǎn)能力400萬噸，1999年達到設計生產(chǎn)能力，2004年達到550萬噸以上。該公司采煤方式為走向長壁式綜合機械化采煤，煤巷掘進實現(xiàn)了100％機械化。礦井開采方式為東西兩翼開采。
一、巷道基本地質概況
該工作面周邊沒有可提供實際地質資料的已掘工程，但根據(jù)上覆1681東實見地質資料分析，工作面西部地質構造較多，由于落差較大，造成煤層頂板破碎，易冒落，巷道局部全巖或薄煤，工作面東部F39、F41兩條斷層落差較大，造成局部巷道全巖或薄煤。其中f1、f2、f3、f4、f5、f6、F41均為8煤層實見斷層的推測，F(xiàn)39為三維地震斷層。
根據(jù)九煤層地質構造特點分析，掘進中將會遇到一定數(shù)量的隱伏地質構造。
該工作面傾斜下方暫無工程，上覆1681東工作面正在回采，1681西工作面風道已掘出，運道正在掘進。其它暫無工程。
該工作面煤層厚度0.4-3.1m，平均2.0m，煤層局部有1～2層不穩(wěn)定泥巖夾矸，厚度為0～0.5m。煤層傾角12°-21°，平均18°，煤層走向在N14°～N54°之間變化。
二、巷道維護特點
（一）巷道位于8槽保護層開采采空區(qū)下方，由于煤層回采對底板的破壞，9槽煤層頂板將比較破碎，穩(wěn)定性差。受上覆煤層采動影響，圍巖應力重新分布，巷道圍巖變形會持續(xù)變化和增加，對支護的長期穩(wěn)定性影響很大。
?。ǘ┫锏缆裆钸_到了600m，地壓較大，底鼓和兩幫變形都很強烈。底板在近乎無約束狀態(tài)將發(fā)生強烈破壞，只能通過加強兩幫及底角來減緩底鼓，難以從根本上控制底板變形，因此控制底板巖層離層鼓起失穩(wěn)的難度非常大。
?。ㄈ┟簩觾A角大，最大傾角達到了18°，高幫高度最大為1.3m，剪應力效應明顯，高幫煤體易滑落失穩(wěn)，給支護帶來了一定的難度。
?。ㄋ模┫锏乐苯禹敒?～4m的砂質泥巖，頂板較完整，但小構造發(fā)育，地應力相對集中，對正常掘進影響很大，頂板管理相對困難。煤層硬度中等偏軟，幫部成型自穩(wěn)能力差，后期受采動影響破壞變形失穩(wěn)速度快，承載能力低，因此幫部圍巖控制要求高。
?。ㄎ澹┚C掘機掘進，對頂?shù)装鍘r層破壞擾動較小，有利于保持圍巖的完整性。
綜上所述，該巷道屬于采空區(qū)下大跨度松軟煤層巷道圍巖穩(wěn)定性控制問題，兩幫及底板的控制難度都很大，頂板的安全狀況差，是煤巷錨桿支護所面臨的突出難解決的課題之一，必須引起高度重視，該類巷道圍巖穩(wěn)定性控制技術研究具有一定的挑戰(zhàn)性。
三、錨桿支護關鍵技術手段
（一）高性能超高強錨桿：采用IV級錨桿專用螺紋鋼加工而成的高強錨桿，抗破斷強度更高，支護剛度更大，限制變形更加有力，針對巷道急劇膨脹擴容產(chǎn)生的高應力控制效果會更有效。
?。ǘ┐笸斜P：錨桿采用新型大托盤(尺寸為120×120mm)、錨索采用400×400mm的大托盤，增大護表面積，減輕目前所用的普通小托盤與圍巖局部小面積接觸而產(chǎn)生的點載荷作用，防止圍巖擠壓破損，將對松散層裂破碎巖體起到較好的維護效果。
?。ㄈ┬滦妥枘崧菽福耗芴峁┹^大扭矩，與高性能預拉力錨桿配套，提高錨桿安裝過程的可靠性，保證支護系統(tǒng)整體安全可靠。
?。ㄋ模└哳A緊力：采用MOS-90J2型氣扳機可以實現(xiàn)錨桿8～10t的高預緊力，有效增加錨桿對巷道圍巖支護初期的控制作用，提升錨桿支護的作用級別。
四、錨網(wǎng)支護驗算
[1]巷道斷面：
風、運道選用倒梯形斷面，1691風、運道最大巷寬4.4米，巷中高均為2.4m。
[2]錨桿支護參數(shù)選?。?/div>
注：此設計為初始設計，可根據(jù)礦壓實測數(shù)據(jù)進行修改。
①錨桿長度：
<1>按加固拱理論計算錨桿長度L=Lm+Lb。
Lm=N•(1.1+B/10)
式中：B—巷道跨度；
N—圍巖穩(wěn)定性影響系數(shù)，取1.0；
則：L(風運)m=1.0×(1.1+4.4/10)=1.54m；
而Lb=托盤高度+螺母厚度+錨桿外露長度+鋼筋梯子鋼帶厚度+網(wǎng)厚度
=10+30+50+10+3=103㎜=0.103m；
而：L風運=1.54+0.103=1.643m；
<2>按冒落拱高度計算錨桿長度：
按普氏理論計算冒落拱高度H：
1
H=——[B/2+h•tg(45-φ幫/2)°]
f頂
式中：B—巷道寬度，風、運道取4.4米；運道機頭取4.9米
h—巷道高度，均取2.4m；
f頂—頂板巖石普氏硬度系數(shù)，取4；
φ幫—幫煤體的內摩擦角，取15度。
通過計算得：
H風運道=1.01m；H運道機頭=1.07m
錨桿長度應伸到冒落拱外穩(wěn)定巖層內500㎜以上，則：
L風運=H風運、邊眼+Lb+0.5=1.01+0.103+0.5=1.613m；
L運道機頭=H運道機頭+Lb+0.5=1.07+0.103+0.5=1.673m
根據(jù)巷道高度和我礦實際，風、運道及切眼錨桿長度均取1.8m。
?、陧槻坼^桿間排距的計算：
<1>按加固拱理論：
D≤0.5L=0.5×1.8=0.9m。
<2>根據(jù)錨固力等于或大于被懸吊軟弱巖層重量的原則：
________
D≤√Q/K•H•γ
式中：Q—錨桿錨固力，Q=7×9.8=68.6KN；
K—安全系數(shù)，取2；
H—軟巖厚度；風、運道取1.01m、運道機頭取1.07m
γ—巖石容重，取2.7噸/m3×9.8=26.5KN/m3。
D風、運≤1.13mD運道機頭≤1.10m
根據(jù)以上計算，參照原煤炭部《煤巷樹脂錨桿支護技術規(guī)范》，取錨桿排距為800㎜，間距為700㎜。
五、整體方案設計
為保證巷道在最終變形后能滿足通風、行人等安全生產(chǎn)需要，預留巷道斷面以滿足變形的要求，順槽斷面確定為矩形：凈寬×下幫高=4.8m×2.3m。
?。ㄒ唬┫锏理敯宀捎?根高強預錨桿加鋼帶、金屬網(wǎng)聯(lián)合支護。錨桿間距720mm，排距800mm。錨桿預緊力不低于50kN，錨固力不低于120kN。錨桿采用120×120mm的新型大托盤。
（二）巷道兩幫采用3根等強錨桿加鋼帶、金屬網(wǎng)聯(lián)合支護。錨桿間距為700mm，排距為800mm。錨桿預緊力不低于50kN，錨固力不低于80kN。錨桿托盤采用100×100mm的新型托盤。
?。ㄈ┫锏纼蓭筒捎玫葟婂^桿加鋼帶、菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護，錨桿間距為700mm。錨桿預緊力不低于50kN，錨固力不低于80kN。
?。ㄋ模┟扛魞膳佩^桿在頂板中間位置布置一排錨索，錨索排距3.2m，預緊力60～70kN，錨固力不低于200kN，托盤采用400mm×400mm的大托盤，錨索距迎頭不超過20米。
六、經(jīng)濟效益分析
1691順槽采用等強錨桿支護，它與新莊孜礦在采空區(qū)下破碎不穩(wěn)定頂板巷道一直采用的U型棚支護直接成本相比較：節(jié)約支護材料費用為173.7萬元，節(jié)省巷道維修費47.2萬元。預計1691順槽采用高強錨桿支護所創(chuàng)直接經(jīng)濟效益為220.9萬元。
七、結束語
采用高性能超高強錨桿支護，成功地解決了采空區(qū)下巷道礦壓大，變形嚴重和巷道維修工程量大的問題，同時減輕了工人的勞動強度，提高了工作效率，為巷道快速掘進和快速回采提供了更好的條件。
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