冲击地压煤层巷道锚网索支护技术研究

程国志

冲击地压煤层巷道锚网索支护技术研究

程国志

（重庆天弘矿业有限公司盐井一矿，重庆 400000）

针对冲击矿压煤层巷道支护难、易变性等问题，以某煤矿21220回采巷道为例，采用顶板预应力全长锚固强力锚杆锚索组合支护系统和36U型三心拱棚联合支护方式，对巷道进行支护，并进行现场矿压观测，得出：回采巷道两帮最大变形量约450mm，底鼓量400mm，顶板最大下沉量100mm；支护方案显著降低了巷道变形量，提高了巷道安全性，减少了锚杆、锚索、锚固剂、架棚的数量，极大地降低了工人的劳动强度，提高了掘进速度，该技术有较好的推广应用前景。

冲击地压煤层；回采巷道；锚网索支护；巷道变形量；支护参数

近几年，锚网索支护技术在煤矿中已经得到广泛应用，成为控制围岩变形的主要手段。现有的锚杆支护设计方法很多，如基于以往经验和围岩分类的经验设计法，基于某种假说和解析计算的理论设计法［1］。

国内外学者对冲击地压煤层巷道锚网索支护技术进行了大量研究，朱玉新等［2］对三软煤层沿空巷道高强预应力锚带网支护技术进行了研究，研究了高强预应力锚杆支护；潘一山等［3］对吸能耦合支护模型在冲击地压巷道中的应用进行了研究。

本文采用顶板预应力全长锚固强力锚杆锚索组合支护系统和36U型三心拱棚联合支护方式，对巷道进行支护，这样可以降低材料投入，节约成本，保证安全生产。

1 工程概况

某煤矿21220回采巷道位于21采区，属于强冲击区域，主采2-3煤层，埋深平均800m，平均煤厚7.9m，倾角9°～15°，地应力水平高。地应力测试结果显示，21220回采巷道附近最大水平主应力25.25MPa，垂直应力19.08MPa，最小水平主应力13.46MPa，原岩应力场为高应力值场，构造应力占优势。

2 锚杆支护初始设计

对试验巷道围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试的调查，进行地质力学和围岩分类，根据围岩参数和已有实测数据确定出比较合理的设计参数，确定21220回采巷道采用顶板预应力全长锚固强力锚杆锚索组合支护系统和36U型三心拱棚联合支护方式。

2.1 顶板支护参数

锚杆采用22号左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为CRM600号，杆体直径22mm，长度2.4m，冲击吸收功不低于120J，杆尾螺纹为M24。锚杆排距900mm，间距900mm，全部垂直拱顶布置，拱顶每排布置10根锚杆。锚固方式采用树脂全长锚固，采用4支低黏度树脂锚固剂，其中1支规格为MSK2630，另外3支规格为MSM2660，钻头直径为30mm，钻孔直径30mm。锚杆锚固力为160kN，预紧力为400N·m。

锚索采用直径22mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6 300mm，钻头直径30mm，钻孔直径30mm，每两排锚杆打设5根锚索，锚索间距为2700mm和1 800mm，排距为1 800mm，全部垂直拱顶布置。采用1支MSK2335和两支MSZ2360树脂锚固剂锚固，锚固长度1 970mm。锚索预紧力为245kN。

2.2 巷帮支护参数

锚杆采用22号左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为CRM600号，长度2.4m，杆尾螺纹为M24，锚杆排距900mm，每排每帮2根锚杆，间距900mm，底角锚杆水平打设，其他锚杆垂直煤帮安设。树脂加长锚固，采用两支低黏度树脂锚固剂，一支规格为MSK2630，另一支规格为MSM2660，钻头直径为30mm，锚固长度1 463mm。锚杆锚固力为160kN，预紧力为300N·m。

锚索采用直径22mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度4 300mm，钻孔直径30mm，每帮每两排锚杆打设1根锚索，距离底板垂直距离500mm布置，排距1 800mm，两帮锚索水平打设。采用1支MSK2335和两支MSZ2360树脂锚固剂锚固，锚固长度1 970mm。锚索预紧力为210kN，巷道支护布置示意如图1所示。

图1 巷道支护布置示意

2.3 U型棚支护参数

在锚杆锚索支护基础上增加36U型棚支护，排距为1 800mm。

2.4 锚杆、锚索配件参数

锚杆配件采用高强锚杆螺母M24，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托板采用拱型高强度托板，高度不低于50mm，托板尺寸不小于250mm×250mm×12mm，承载能力不低于297kN。

锚索托板采用300mm×300mm×14mm高强度可调心托板及配套锁具，高度不低于60mm，承载能力不低于550kN。

2.5 网片规格及参数

巷道铺设双层经纬网，经纬网材料为10号铁丝，网孔规格40mm×40mm，网片规格4000mm×1000mm，两网片之间搭接100mm，采用16号铅丝联接，双丝双扣梳辫法孔孔相连，并不得小于3扣。

3 矿压监测及结果分析

3.1 矿压监测方法

3.1.1 综合监测。综合监测内容见表1。共设置两个综合矿压测站。开始试验后，掘进工作面向前掘进100m安装第1个测站，掘进300m安装第2个测站。每个测站包括两个巷道表面位移监测断面，1个顶板离层监测断面，1个锚杆受力监测断面，1个锚索受力测站和1个巷道围岩深部多点位移测站。

表1 巷道综合监测内容

3.1.2 日常监测。日常监测包括3部分内容，锚杆锚固力抽检，顶板离层观测和锚杆预紧力矩检测。锚杆、锚索测力计布置断面如图2所示。

图2 锚杆和锚索测力计布置

3.2 矿压监测结果分析

①21220回采巷道试验巷道段浅部离层值35mm，深部离层值15mm，离层值较小，顶板岩层比较稳定，这也说明了全长锚固高预应力高强度锚杆支护体系很好地控制了巷道顶板岩层的稳定。

②从图3锚杆受力曲线图可以看出，由于锚杆初期施加预紧力较大，后期增长不大，随着煤炮的发生，偶尔出现波动，整体呈现逐渐平稳的趋势，锚杆最大受力180kN。

③从图4锚索受力曲线图可以看出，锚索初期预紧力均在140～170kN之间，随着掘进进行，受力逐渐增加，当发生煤炮后，锚索发生了较小波动，与锚杆相比，波动较小，后期稳定后，其受力为160～450kN。

④巷道的变形随着开挖时间逐渐增大，在距离掘进工作面60m范围内，增加的幅度比较大，两帮平均增幅为20mm/d，顶板下沉量平均增幅3mm/d，随着逐渐远离掘进工作面其变形趋于稳定。顶板最大下沉量为100mm，两帮最大移近量为450mm，底鼓量最大400mm，巷道掘进初期围岩整体变形逐渐已经保持稳定，高预应力强力锚杆支护技术控制了巷道顶板以及两帮的变形。

图3 锚杆受力曲线

图4 锚索受力曲线

4 结论

①某煤矿21220回采巷道两帮最大变形量约450mm，底鼓量400mm，顶板最大下沉量100mm；支护方案显著降低了巷道变形量，提高了巷道安全性。

②由于放大了锚杆、锚索和架棚的间排距，巷道掘进速度有了很大的提高。相同进尺条件下，大大减少了锚杆、锚索、锚固剂、架棚的数量，极大地降低了工人的劳动强度。

③合理的参数设计，不但加快了掘进速度，同时也减少了材料投入，节约了成本，保证了安全生产，具有显著的经济效益和社会效益。

［1］张国辉.急倾斜特厚煤层综放工作面巷道支护技术研究［M］.北京：中国矿业大学出版社，2013.

［2］朱玉新，丁帮祥.三软煤层沿空巷道高强预应力锚带网支护技术［J］.采矿与安全工程学报，2002（4）：23-24.

［3］潘一山，吕祥锋，李忠华.吸能耦合支护模型在冲击地压巷道中应用研究［J］.采矿与安全工程学报，2011（1）：6-10.

Study on Bolt-mesh-anchor Support Technology for Roadway in Rock Burst

Cheng Guozhi
（Yanjing No.1 Coal Mine,Chongqing Tianhong Mining Co.,Ltd.，Chongqing 400000）

In order to solve the problem of difficult and easy to change the roadway in the impulse coal seam,the coal seam 21220 mining roadway is taken as an example.The roof prestressed full-length anchored anchor bolt and cable combination support system and the 36U type three-,the roadway support,and the observation of the ground pressure,ground pressure observation,mining roadway two gangs maximum deformation of about 450mm,the bottom of the drum 400mm,the maximum roof subsidence 100mm.The supporting scheme significantly reduces the roadway deformation,improve the roadway safety,reduce the number of bolt and anchor,anchor agent,shelf,greatly reduces the labor intensity of workers,improve the tunneling speed,this technology has a good application prospect.

impact coal seam；mining roadway；anchor cable support；roadway deformation；support parameters

TD353

A

103-5168（2017）09-0075-03

2017-08-03

程国志（1970-），男，大专，工程师，研究方向：煤矿机电管理。