大跨度掘进巷道顶板支护技术

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1、大跨度掘进巷道顶板支护技术　　【摘要】在大断面回采巷道方面，采用锚网索联合支护方式，成功取代了以往的架棚支护工艺，变被动支护为主动支护，充分发挥了锚杆，锚索的主动支护作用，并取得了很好的经济效果。结合矿压监测分析，显著提高了支护的可靠性。【关键词】锚网索；被动支护；主动支护巷道支护是煤炭开采中的一项关键技术。锚杆支护以其及时、主动的特点，在目前国内的巷道支护中占越来越大的比重。七星煤矿是有30年历史的老矿，从整个矿井巷道支护情况来看，仍沿袭着传统的被动支护方式。在矿井开采初期，由于巷道不受回采动压影响，砌碹、木棚、和型钢等被动支护，还未显示出其

2、支护强度弱的缺点。但随着矿井的开采，回采动压的影响表现的越来越明显，一些距回采工作面较近的大巷出现明显的变形，顶板开裂破碎，两帮挤压严重，断面缩小。特别是在所掘大断面回采巷道的一侧为采空区时，工字钢支护巷道变形非常严重，非常不利于回采。在这种情况下，七星煤矿选用锚网索联合支护取代工字钢支护，不仅解决了巷道变形的严重问题，而且还取得了很好的经济效益。0.工程概述5东四区十二层左一片综采工作面，标高在-375m～-115m之间，北部未开采，南部已开采完毕，西部为十二层回风、轨道及运输上山，东部为未动区；对应顶板上部为东二区八层零片工作面，层间距68

3、m，已开采完毕；对应底板为十三层煤，未开采，层间距为21m.煤层伪顶为粗砂岩、炭页岩，顶板较破碎，直接底为2.6m厚的浅灰色粉砂岩，工作面内有两条断层，含破碎带，该面回采时间2010年3月至2011年7月。1.支护设计1.1巷道支护断面设计从采掘设备尺寸、通风要求和巷道围岩变形预留量几方面考虑，设计运输平巷尺寸为宽4.6m，中高为2.6m的梯形断面，此断面为双鸭山矿业集团首例大断面回采巷道。1.2支护材料（1）锚杆：采用Φ20mm、45号左旋无纵筋螺纹锚杆，锚杆长度2.0m，锚杆托盘厚度不小于6mm，直径不小于120mm，打锚杆孔用钻头Φ28m

4、m。（2）树脂锚固剂药卷：锚杆药卷规格：Φ25mm×450mm。药卷搅拌时间8～15s，固化时间大于7min，锚固力不低于60KN。锚索药卷规格：Φ23mm×600mm，每根锚索使用2卷药卷锚固。5（3）锚索钢绞线使用1860级（Φ15.24mm）左捻低松弛钢绞线，长度6m；废旧18kg/米的轻轨加工的掉梁2.6m，眼距1.8m；钢筋梯采用Φ20mm和Φ12mm的圆钢，双钢筋焊接，尺寸：宽180mm、长4400mm；钢筋网采用Φ6mm的圆钢，网格50mm×50mm，每片1200mm×2800mm。1.3支护参数的选取（1）锚杆长度L的确定。根据

5、挤压加固拱原理，锚杆长度和间距必须满足以下关系：松动破碎带高度h=B/（2f）=1.26mL=L1+L2+L3式中B——巷宽，取4.6mF——岩石普氏系数，取3L1——锚杆外露长度0.2mL2——不稳定岩层厚度，取0.78mL3——锚杆伸入稳定岩层的长度0.6m则锚杆长度L=1.58m，锚杆长度取2.0m。（2）锚杆排间距的确定。根据经验公式：a=[Q/（kRL4）]1/2式中a——锚杆间排距；Q——单根锚杆承受的岩重，70KN；k——安全系数，通常1.5～2，取1.8R——岩石容重，25KN/m3；5L4——锚杆有效长度，为杆体长度减去锚固长

6、度和杆体外露长度，取13000mm。将数值代入公式得：a=1.1m。根据以上计算结果，选用长2.0m、直径20mm端头锚固式锚杆。锚杆间、排距为1.1m×1.1m。（3）锚索间、排距的确定。根据经验公式：KG≤NA式中G——锚杆承受的离层岩层或危岩重量；K——安全系数，取2；N——每平方米锚索根数；A——锚索设计承载力，一般为230KN。按3m厚危岩计算重量，N≥0.54根/m2，巷道跨度4.66m，锚索间、排距1.5m×1.5m，每排2根，符合要求。2.矿压监测及结果通过对锚杆施加高预紧力后，锚杆在掘进期间受力变化不大；从锚杆测力计的监测结果

7、可以看出，通过对锚杆施加300N·m的高预紧扭矩后，锚杆初始预紧力可到40KN以上，并且随掘进影响受力变化不大；说明锚杆很好的控制了围岩的早期变形。3.结语5七星煤矿采用锚网索联合支护成功地解决了大断面回采巷道受临近采空区及复杂地质构造影响所造成的巷道围岩变形的难题，充分体现了锚杆主动支护的优越性，有效地控制了巷道围岩的早期变形，并成功的应用了废旧的矿业轻轨替代了成品U型钢和利用强度更高的由钢筋加工的梯形钢带替代了W钢带，不仅在技术上先进，而且有很好的经济效果。5