坚硬表层顶板煤巷锚杆支护技术

1、坚硬表层顶板煤巷锚杆支护技术因锚杆支护具有多方面的优越性，正逐步成为煤巷的主要支护型式。九龙煤矿第一水平采深约700 m，现有岩巷、煤巷均显现出较高的地压，其显现主要表现为两帮收敛量及顶板下沉量大，两帮最大收敛量高达0.8 m，顶板下沉量达0.30.4 m，采用工字钢支护需多次重复返修。为此，对采用锚杆支护进行了试验研究并获得成功。煤巷顶板成层性明显，岩层构成对锚杆参数设计影响重大，故对顶板结构进行细致分析是确立合理支护参数的基础。1试验巷道概况与顶板结构分析1.1试验巷道概况试验巷道设在九龙矿207轻放工作面回风巷，煤层的底板标高为565610 m，采深约691.0734.3 m。巷道跨度3

2、.6 m，中高2.6 m。工作面位于北翼一采区北部，南为2下煤胶带上山，北为一采区边界，东西均为未开采的实体煤，其上部为已采的207北工作面和在采的205北工作面。1.2顶板结构及分析通过打钻取芯，得到该巷道顶板岩芯结构构成如表1所示。顶板表面00.6 m范围为细砂岩，单轴抗压强度达86.1 MPa。该岩层00.18 m间岩芯分层较薄，小于5 cm。但0.180.48 m间一层厚度达0.3 m，且强度高、厚度大，对选择较大的锚杆间排距提供了重要的依据。巷道顶板内部0.6 m以上的砂质泥岩层厚度约0.120.28 m，一般在0.2 m左右，该岩层单轴抗压强度在49.458.7 MPa之间，单轴抗

3、拉强度平均3.3 MPa，属常见的煤巷顶板岩性。3.3 m以上的细砂岩强度较高，属老顶岩层。表1顶板岩芯结构构成岩芯长度m岩性类型岩层层数最大层厚m平均厚度m单轴强度MPa抗拉抗压00.6细砂岩70.300.095.886.10.61.7砂质泥岩40.380.283.449.41.72.4砂质泥岩50.210.142.552.32.42.8砂质泥岩20.350.203.758.72.83.3砂质泥岩30.200.173.549.53.35.4细砂岩90.500.126.580.62锚杆支护参数设计2.1顶板锚杆间排距由于顶板岩芯结构存在0.30 m厚的完整坚硬岩层，使单根锚杆的支护作用范围较大

4、，因此顶板锚杆间排距按1.1 m设计。2.2顶板锚杆长度顶板锚杆的设计采用由两根角锚杆和钢筋梁组合承担冒落岩层重量，中间锚杆起组合岩层、控制位移过大的作用。理论分析表明1，当角锚杆与水平面夹角6070°时，角锚杆对顶板的控制效果最好，故取角锚杆倾角60°，长度按下式确定： LL1L2式中L1角锚杆外露长度，m;L2角锚杆有效长度，m。一般要求L2在煤壁上的水平投影长度2不应小于0.7 m，即L2cos0.20.7由此可得L21.8 m，L1.9 m。取顶板锚杆长度为2.0 m。2.3顶板锚杆材质与直径顶板不稳定岩层高度hmax按普氏冒落拱计算，即：式中B巷道跨度，m；h1、

5、h2巷道上、下帮高度，m；煤的内摩擦角，(°)；f普氏系数。B3.6 m，h12.2 m，h23.0 m，30°；顶板岩层最低强度为49.4 MPa，故f4.94。将数据代入上式计算得hmax0.97 m。每根角锚杆承担冒落岩石重量为：WbBhmaxk(2sin)式中b锚杆排距，m；取b1.1 m；顶板平均容重，kN/m3，取25 kN/m3；k安全系数，取k2.5。上式中其余参数如前述，代入数据计算得W104.0 kN。选用20MnSi螺纹钢锚杆，锚杆直径由下式计算：取340 MPa，经计算后得d19.7 mm，取d20 mm。2.4帮锚杆参数根据该巷道埋深达700 m以

6、上、地压显现明显、两帮收敛量大的情况，帮锚杆参数按高强度大间距的原则设计，并参考煤巷锚杆支护技术规范(征求意见四稿)确定采用直径20 mm、长度2 m的20MnSi螺纹钢锚杆，间距为0.9 m，排距为1.1 m。锚杆布置见图1所示。2.5其它钢筋梁根据经验选用直径为14 mm的A3圆钢焊接而成。顶锚杆配备直径120 mm的铸钢托盘1个；帮锚杆配备200 mm×400 mm×50 mm的木托板和直径120 mm的铸钢托盘各1个；帮和顶板锚杆均用2卷K2835树脂锚固剂锚固。图1巷道规格与支护参数3巷道稳定性观测结果分析试验巷道于1997年8月2日开始施工，于8月6日施工25

7、m后安装了表面收敛测点和多点位移计测点。工作面于1998年9月16日回采过测点，试验巷道经受住了回采动压的影响和考验。3.1掘进影响期间位移分析从掘进影响期表面收敛曲线(图2)来看，顶板总位移量为21 mm，变形量很小，说明顶板是稳定的。顶板变形约在前10 d较大，变形速率平均为1.4 mmd，1030 d内属过渡期，变形速率平均约0.5 mmd，以后进入稳定期。试验巷道掘进影响期两帮的总收敛量为108 mm，但大部分变形集中在安装测站后的前7 d内，平均变形速率达10.1 mmd，约40 d后两帮即趋于稳定。图2试验巷道掘进影响期表面位移曲线3.2采动影响期间位移分析由图3可见，巷道受采动的影响很大，顶板和两帮总位移量分别为105 mm和339 mm，其中采动影响期分别占76.2和68.1%；采动影响距离约为38 m左右，与该矿以往矿压观测得到的直接顶初次跨落步距一致；位移速率在采距小于13 m后急剧增加，两帮最大达74 mmd。图3采动影响期间位移曲线3.3支护效果与经济效益试验巷道从掘进到回采历时1年多，未发生片帮、冒顶等事故。顶板下沉量与巷道中高之比为4，两帮收敛总量与巷道跨度之比为13，在合理的位移范围内，说明支护效果良好。试验巷道锚杆支护直接成本718.5元m，若采用工字钢支护直接成本为87