红庆梁矿主斜井锚—喷—网—U型钢联合支护研究

彭 伟 李 军 荆 平 惠永岗 程子厚 王 磊

(1.鄂尔多斯市昊华红庆梁矿业有限公司，内蒙古 鄂尔多斯 014316；2.北京中煤矿山工程有限公司,北京 100013； 3.煤矿深井建设技术国家工程实验室,北京 100013)

红庆梁矿主斜井锚—喷—网—U型钢联合支护研究

彭 伟1李 军1荆 平1惠永岗1程子厚2，3王 磊2,3*

(1.鄂尔多斯市昊华红庆梁矿业有限公司，内蒙古 鄂尔多斯 014316；
2.北京中煤矿山工程有限公司,北京 100013； 3.煤矿深井建设技术国家工程实验室,北京 100013)

针对红庆梁煤矿主斜井现有支护体系中存在着支护成本较高、支护效果差、掘进速度慢等问题，在确保巷道安全稳定的前提下，将主斜井目前的“锚—网—喷”联合支护体系更改为“锚—喷—网—U型钢支架”联合支护体系，并对支护参数进行了优化，在保证巷道稳定的前提下，减少了锚杆锚索的数量，节约了成本，加快了掘进速度。

巷道，支护，掘进速度，成本

0 引言

红庆梁煤矿主斜井穿过白垩系志丹群、侏罗系安定组、直罗组和延安组地层，其中安定组含水软岩层和延安组含水砾岩层为红庆梁井筒施工工程的技术难点。本矿区地层具有富水性强、岩性软弱、地质条件复杂等特点。

主斜井中砂岩、泥岩等软弱岩层遇水泥化[1，2]，使得锚杆施工困难、锚杆锚固力达不到设计要求，导致现有的锚网喷+锚索+金属支架支护体系不能充分与围岩耦合作用，原有的锚网喷架支护结构失效；延安组含水砾岩层岩石坚硬但岩体破碎，砾岩段岩石破碎、涌水量大将导致主斜井的施工掘进速度慢、原设计的锚网索喷支护方式，特别是锚杆、索施工困难。此外水动力作用一方面将导致砾岩间充填物的流失，砾岩层内形成泄水通道，使得巷道工作面水量越来越大；另一方面，砾岩间充填物或胶结物的流失，将导致砾岩胶结性越来越差，引发砾岩脱落，造成巷道冒顶、片帮等严重灾害，甚至诱发工程事故[3，4]。

综上所述，红庆梁煤矿主斜井穿越岩层为工程软岩，围岩等级为Ⅳ级～Ⅴ级。该地区巷道围岩单轴抗压强度低，具有中膨胀性，开挖后松动圈大等特点。综合以上数据分析可确定该地区软岩为兼有膨胀性软岩特点和软弱破碎型软岩特点的复合型软岩。同时主斜井井筒穿越地层涌水量大，造成巷道掘进、支护和排矸的施工困难，而这将不可避免的影响井筒支护效果，延误施工进度、增加工程投资，甚至诱发工程事故。

针对这些不足，本文在确保巷道安全稳定的前提下，将主斜井目前的“锚—网—喷”联合支护体系更改为“锚—喷—网—U型钢支架”联合支护体系，对支护参数进行优化，在保证巷道稳定的前提下，减少了锚杆锚索的数量，节约了成本，加快了掘进速度。

1 锚杆支护参数设计

锚杆长度根据悬吊理论[5，6]及免压拱理论[7，8]计算，即：

l=l1+l2+l3。

其中,l1取0.15 m；l2为冒落拱高度h；l3为锚杆的锚固长度，根据现场实际施工情况，取l3=0.8 m。

其中，k=1.5；砾岩层段位于沿主斜井长度为1 434.5 m～1 530.5 m，对应垂直深度应为395.411 m

斜井巷道断面形状为三心拱断面，其拱顶和两帮毛断面周长为2.036 5×2+4.252 5=8.325 5m。则拱顶及帮部的锚杆数目为8.325 5/0.779=10.69，取11根。实际间距为8.325 5/11=0.757m，满足要求。为施工安全，锚杆的间、排距可取800mm。

Q为锚杆锚固力值，根据规范规定锚杆每延长米锚固力不小于25 kN，依据锚杆长度2.6 m则锚杆锚固力不小于65 kN，根据经验取锚固力值Q为100 kN；σt取300 MPa。

2 喷射混凝土

喷射混凝土主要由水泥、砂、石子和速凝剂组成。水泥采用425号普通硅酸盐水泥，喷射混凝土的配比为：水泥∶砂∶石=1∶2∶2，速凝剂的掺量(占水泥重量)为3%。每立方米混凝土中各种材料的用量见表1。

表1 1 m3喷射混凝土中各种材料的用量

3 金属网片及现场施工设计

为保证喷层有较大的柔性和强度，应在喷射混凝土层中加设金属网。施工采用φ8 mm圆钢焊接网，网格尺寸为100 mm×100 mm，片网的尺寸为1 000 mm×1 000 mm。锚杆托盘采用150 mm的方形铸铁件。U型钢支架采用25号U型钢支架。

树脂锚杆选用树脂锚固剂，要求锚杆的锚固力在80 kN以上。锚杆安装完成后，施加预应力，其值为初锚固力的80%。锚杆的初锚固力，通过锚杆拉拔计在现场实测得到。

锚—喷—网—U型钢支架联合支护形式示意图见图1。支护方案中主要支护技术参数为11根树脂锚杆，间排距800 mm×800 mm，长度L=2 600 mm,直径φ=22 mm，护棚锚杆6根。

4 结语

主斜井典型软弱围岩段变形收敛监测结果表明：在弱胶结富水软岩采用25号U型钢棚+金属网片+喷射混凝土的支护方式，在主斜井井筒围岩收敛变形取得了较好的效果。其中断面1(340 m)顶底板的397 d变形量为29.59 mm，断面2(350 m)顶底板的397 d变形量为33.79 mm。断面3(360 m)顶底板的33 d变形量为3.64 mm，两帮移近量0.77 mm，稳定后变形速率均小于0.1 mm/d。这一支护形式表明在保障井下作业安全的前提下，一举破解了岩体破碎、涌水量大导致的主斜井的施工掘进速度慢、原设计的锚网索喷支护中锚杆、锚索施工困难的问题，减轻了工人劳动强度，提高了劳动效率，累计减少支护投入300多万元，取得良好经济效益。

[1] 蔡来炳.软弱围岩浅埋偏压连拱隧道力学效应研究[D].上海：同济大学土木工程学院,2008.

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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 伟(1966- )，男，高级工程师

1009-6825(2015)22-0068-03

TD355.9

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