袁店一井1004風巷支護錨索參數的確定及實踐效果分析

朱成行

摘 要：基于袁店一井煤礦1004工作面風巷的具體地質條件，通過理論分析及現場經驗，提出了專門針對1004風巷的錨網索聯合支護技術，并對支護效果進行現場監測，實現了巷道順利掘進及有效支護，且減少了材料的消耗，取得了較好的技術及經濟效益。

關鍵詞：巷道支護 錨索參數 礦壓

中圖分類號：TE2 文獻標識碼：A 文章編號：1672-3791（2014）05（a）-0094-02

1 工程地質概述

1004工作面所處煤層較穩定，煤層厚度2.86～3.27 m，平均3.0 m。煤層傾角近水平。煤層直接底板為黑色砂質泥巖，厚度為5.1 m，上部含較多植物跟部化石，下部含羊齒等植物化石、夾煤線。老底為褐灰色中粒砂巖（S9）厚8.8 m，以石英、長石為主，含暗黑色礦物和黑色泥巖包裹體，鈣質膠結，間夾0.1 m菱鐵質泥巖。再向下為石炭系太原群上部巖層，主要為砂巖、砂質泥巖、石灰巖及薄煤層。所要掘進的1004風巷總長度約為1000 m，巷道設計寬度為4000 mm，高度為2700 mm，呈矩形斷面，總斷面面積為10.8 m2。

2 錨索參數取值研究

2.1 錨索間排距

通過試驗錨具效率系數應滿足：

（1）

由式（1）得鋼絞線與錨具組裝件在靜載作用下的抗拉強度應滿足：

（2）

式中：為鋼絞線協同作用系數，在此取0.99。

綜合考慮上述因素和現場實測資料，實際工程中錨索抗拉強度Fms應滿足：

（3）

式中：為工程條件影響系數，取值0.90。從而得出錨索的破斷力應滿足：

（4）

直徑為15.24 mm和17.8 mm鋼絞線的按國標GB/T5224-2003的要求取值分別為260 kN和353 kN，從而得出兩種錨索破斷力分別為220 kN和299 kN。

普氏理論方法是我國計算巷道松動壓力普遍采用的方法。根據普氏理論有：

（5）

（6）

式中：b0為冒落拱最大高度，m；a1為冒落拱最大跨度的一半，m；a為巷道寬度的一半，m；H為巷道高度，m；f為圍巖堅固性系數，根據袁店一礦1004工作面實際地質資料，確定f值取0.9；為圍巖內摩擦角，取30°。

普氏拱軸線方程[2]為：

（7）

通過積分求得巷道頂板的冒落拱面積：

m2 （8）

從而冒落拱巖體載荷：

kN/m

直徑為17.8 mm錨索沿巷道頂板每米承受載荷見表1，表中“—”表示直徑17.8 mm錨索沿巷道頂板每米承受載荷小于冒落拱巖體載荷。

由表1可知，B、D、E三種方案富余承載空間很大，錨索存在很大浪費。因此較優的方案為A、C和F，其中A方案錨索布置在巷道中部，沿巷道走向錨索預應力擴散較好，但沿巷道橫向預應力作用范圍有限；F方案沿巷道橫向錨索預應力擴散較好，但沿巷道走向預應力作用范圍有限，而C方案，預應力沿巷道橫向相互疊加，與錨桿預應力相互作用，形成網絡骨架結構，并在巷道走向方向預應力擴散較好。因此，錨索直徑為17.8 mm時，合理的錨索布置為每排兩根，排距為1.8 m。

2.2 錨索長度

確定錨索長度及位置時主要應考慮載荷高度和穩定巖層的賦存情況，載荷高度根據冒落拱高度進行計算，則錨索長度：

2+3.95+0.2 +0.25=6.4 m （9）

式中：Lm為錨索總長度，m；La為錨索超出冒落拱長度，2 m；Lb為冒落拱高度，3.95 m；Lc為錨索托盤及索具的厚度，取0.2 m；Ld為需要外露的張拉長度，取0.25 m。為確保安全，在此確定錨索長度為6.5 m。

3 支護方案的確定

根據以上理論分析，并結合現場經驗，得出1004風巷如下初步支護方案：

頂部網片采用菱形金屬網，采用10#鐵絲機械編制，網孔50×50 mm，幫部采用1×50 m礦用高強護幫塑網；錨桿選用Ф20×2000 mm等強樹脂錨桿，M型錨桿托盤140×140×8 mm；頂部M型鋼帶長4500 mm，幫部使用梯子梁，長1878 mm，978 mm，每排布置兩根，壓茬連接；頂部錨索選用Φ17.8×6500 mm，錨索托盤300×300×14 mm，選用Z2550、K2550型樹脂錨固劑。

頂板布置5根錨桿，間排距為900×900 mm，兩幫各4根錨桿，間排距800×900 mm，使用兩根Z2550樹脂錨固劑，錨索間排距為2000×1800 mm，每根錨索用一根K2550和兩根Z2550樹脂藥卷，沿巷道中頂向左、右各偏1000布置一列。錨桿預緊力矩不小于200 Nm，錨索預緊力應不小于150 kN。

4 現場實測

為了掌握1004風巷巷掘進期間在支護方案下的巷道圍巖變形規律，并驗證錨桿支護初始設計的合理性[3]，在巷道掘進段布置兩個監測站，間隔100 m，開始每天檢測次，一周后每兩天檢測一次，檢測60天。

從圖2可以看出，隨著掘進工作面的不斷推進，兩幫及頂底板移近量在觀測初期變化較快，20 d左右時兩幫位移變化開始減小，到50 d時趨于穩定，頂底板位移變化到21 d時開始減小，45 d之后漸漸趨于穩定。到60 d時頂底板移近量達到180 mm，兩幫移近量約為190 mm左右。在檢測初期，頂底板移近速率逐漸變大，到第10 d左右達到最大，之后逐漸變小。兩幫移近速率波動不大，呈逐步減小趨勢。

從以上分析可以看出，通過對錨索的專門設計可以很好的控制圍巖的變形情況，無論是頂底板還是左右兩幫的移近量都在可控范圍之內，從而說明此支護參數合理可用，起到了參數優化的效果。

參考文獻

[1] 喻波.壓力拱理論及隧道埋深劃分方法研究[M].中國鐵道出版社，2008.

[2] 陳光炎，陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，1999：138-140.

[3] 張濤，劉劍友，陳道志.厚表土層薄基巖條件下回采巷道支護研究[J].煤炭工程，2012：74-76.endprint