B060301 铁法矿区锚杆支护技术

1、铁法矿区锚杆支护技术邵柏库【铁法煤业（集团）有限责任公司，辽宁 调兵山 112700】摘 要 随着锚杆支护理论研究的深入和支护实践经验的积累，锚杆支护技术在铁法矿区得到了广泛的应用和推广，锚杆支护技术应用范围也得以拓展。现已应用的相关技术有：复合层围岩变形控制技术、软岩巷道支护技术、断层破碎带支护技术、大断面硐室支护技术、掘进工作面空顶的时距关系和采煤工作面安装和拆除技术等。关键词 锚杆支护 应用拓展 相关技术铁法煤业（集团）有限责任公司是全国520户重点企业和辽宁省58户重点企业之一，始建于1958年，全公司现有8对生产矿井。铁煤集团公司坚持以提高经济效益为中心，走“科技兴煤”之路，1996

2、年以来积极推广应用锚杆支护技术，取得较多技术成果，为矿区建设与发展提供了支撑，井巷支护成本大幅度下降，企业实现了高效、快速、全面发展。铁法煤田赋存的煤层属侏罗系，井巷围岩多为泥质胶结，具有不同程度的膨胀性，孔隙、节理较发育，为高应力矿井。推广锚杆支护技术遇到了很多难题。为此集团公司积极与科研院所合作，结合矿区井巷工程支护实际的需要，进行了有关锚杆支护的专题研究，取得了可喜的技术成果，解决了锚杆支护应用过程中的技术问题，同时也拓展了锚杆支护技术的应用范围。1 复合层围岩变形控制技术煤层复合层顶板由软硬相间、分层厚度变化频繁的岩组构成，其岩性在泥页岩、粉砂岩、细砂岩、煤线、粗砂岩间交替变化。当巷道

3、开挖后，不仅围岩易被风化，而且应力显现突出，表现大地压、大变形，是支护的难点之一。推广锚杆支护技术以来，较多的工程支护实践已表明应用圆拱形巷道断面、采用锚杆锚索联合支护是最有效的技术措施。其技术要点如下：巷道断面采用圆拱形。因岩石抗压强度是其抗拉强度的1050倍，将复合层顶板巷道断面形状设计为直墙切圆拱形，可利用复合层顶板中分层抗压强度，提高承受工程力干扰能力。采用全长锚固和提高锚杆安装预紧力。主要原因是层理、节理和滑面较发育的复合层顶板，其抗剪强度与凝聚力、剪切面上的法线应力呈正比。因此，实现全长锚固和提高锚杆安装预紧力既可加大岩体凝聚力和岩体内磨擦角，也可加大剪切面上的法线应力值，从而提高

4、软弱夹层的弱面抗剪强度值，达到控制围岩剪切破坏的目的。采用直径18.7mm的钢绞线锚索加强支护。因为锚索设计长度较长，可穿过复合层实现端头锚固，使锚固点位于坚硬岩层中。同时在掘进施工中，当锚杆承载力达到设计工作强度的8090%时，施工锚索，其预紧力可达到100kN以上。加强围岩位移监测。围岩位移监测结果是现场工程属性的综合反映，分析监测结果，以便科学优化支护参数，保证安全，实现经济与安全的统一。实例如大隆矿S1401综采工作面回风顺槽、运输顺槽及切眼均为复合层顶板，采用锚、网+锚索联合支护。运输顺槽、回风顺槽和切眼的断面设计宽度分别为4.7m、4.5 m和5.5 m。巷道掘成拱形，墙高2 m、

5、拱高1.5 m、中高3.5 m。顶板采用等强螺纹钢锚杆，直径20mm、长2000mm，间排距800×900（mm），用3卷CK2335型树脂锚固剂卷全长锚固。菱形金属网网孔规格为120×80 （mm）。钢带直径12mm。锚索长3.2m。两帮采用螺纹钢锚杆，直径18mm、长1800mm，间排距900×900（mm），用2卷CK2335型树脂锚固剂卷锚固。菱形金属网网孔规格不变。锚杆、锚索布置形式如图1所示。矿压观测顶板变形实测曲线如图2所示。实测曲线表明，顶板变形剧烈期约为810天，之后进入稳定变形阶段，月内变形一般不超过50mm。从锚杆载荷测试结果看，顶板变形剧烈

6、增加一般为810天，而后趋于稳定，说明岩层应力得到了新的平衡。锚杆、锚索联合支护的作用得到了很好发挥。图1 支护断面示意图图2 回风顺槽顶板变形实测曲线2 软岩巷道锚杆支护技术小康矿和大平矿均属于深井高应力、强膨胀软岩矿井。围岩变形特点是来压迅速、压力大、变形速度快、变形量大、持续时间长，给巷道支护带来了极大困难，翻修次数多、支护成本高，直接影响着矿井的经济效益。投产以来，在巷道支护改革方面，特别是回采巷道支护改革方面做了大量的工作。回采巷道先后采用梯形工字钢金属支架、U型钢拱形可缩支架、U型钢马蹄形可缩支架、U型钢圆形可缩支架等，但都收效甚微。尽管U型钢圆形可缩支架具有可缩封闭性及支撑能力大

7、的优点，但是两巷在服务期间内平均需维修2次，个别最多达5次，巷道维护费用昂贵。自推广锚杆支护技术以来，小康矿以螺纹钢锚杆为根本支护手段，以U型圆形可缩支架为支护强度储备，以铺网刹拌、喷射混凝土为辅助支护，进行综放工作面巷道支护试验，取得了较好的支护效果，降低了巷道维护费用。巷道选择圆形断面，净宽4.0m、净高3.0m，净断面积为10.2m2。这种断面形状受力状态好，具有较好的抗压性能，适应于巷道四周来压。支护选择36U型钢4.0m六节等长圆形可缩金属支架，每节搭接长度为500mm，每个搭接处上四套U型螺杆式卡缆。每节梁中部上强力拉杆一套，棚距为600mm。金属网采用菱形网，网目为120

8、5;80（mm）。刹杆采用200mm圆木加工而成，长度为1.0m，间距600mm。架棚后喷射100mm厚砂浆及时封闭巷道围岩。底板根据巷道净高的要求，架设支架、喷浆后回填1.0m厚浮货。锚杆用直径20mm、长2200mm的等强锚杆，树脂锚固剂卷锚固，锚固长度1050mm，锚固力为150kN。锚杆间排距为800×600（mm），呈五花眼布置，如图3所示。巷道采用光面爆破掘进，再用风镐使巷道成形。顶板锚杆按五花形布置，出货后架设U型钢圆形可缩金属支架。再铺网、刹拌，喷射混凝土，形成永久支护。图3 支护断面示意图例如小康矿南一采区西四段综放面为倾斜长壁布置，工作面长840m、宽200m，巷

9、道沿煤层底板布置。煤层平均厚度8.40m，抗压强度为14.2MPa，坚固性系数f值为1.4，抗拉强度为0.64MPa，内凝聚力为2.3MPa。煤层顶板为油页岩，厚度为26m，块状构造，易风化，风化后崩解呈片状；底板为粉砂岩，膨胀性较强，厚度为21.5m，抗压强度为17.6MPa，坚固性系数f值为1.8，抗拉强度为1.30MPa，内凝聚力为1.5MPa ，膨胀应力为0.085MPa。采用上述支护方式后在掘进稳定期间（96天）和回采期间（89天）进行了巷道表面位移观测，观测结果见下表。巷道在服务期间未需维修，满足了安全生产的需要。测点表面位移实测结果时 期顶底板两帮移近量（mm）移近速度（mm/天

10、）移近量（mm）移近速度（mm/天）稳定期间109189回采期间327434全过程4366233 断层破碎带锚杆支护技术3.1 巷道过断层破碎带巷道过断层破碎带设计成拱形断面，采用锚杆、锚索联合支护技术，可实现稳定效果。施工时空顶距一般控制在1.2m范围内，破碎带含水不易施工时用锚杆进行超前支护，以维持顶板原岩应力状态。3.2 综采工作面过断层破碎带利用锚杆安装及时便捷的优点，在综采工作面过断层开采过程中采用锚杆支护留顶煤过断层方法十分有效。其施工工艺为：在维护好煤帮和顶板的条件下，使支架护帮板贴紧煤壁；在距煤壁顶板200mm处安设直径18mm、长1800mm锚杆，间距1500mm，仰角60&

11、#176;，用1卷CK2350型树脂锚固剂卷锚固；再在距煤层底板上3m处施工，间距1500m，仰角40°，两排交错施工；安装完第一遍锚杆后采煤机割煤一刀，安设第二遍锚杆，在顶板下200mm处煤壁上施工，间距1500mm，仰角40°，与第一遍的锚杆错开安装。采用此方式，依次循环，直至工作面安全地通过断层影响区。实践证明使用锚杆支护是留顶煤过断层的最佳方法，可实现综采工作面高产稳产。4 大断面硐室锚杆支护技术4.1 永久工程随着双高矿井的建设与发展需要，井下大断面永久采区机头硐室工程的稳定性在煤矿生产过程中愈来愈重要，已被许多矿山专家视为煤矿生产的心脏工程。然而大断面硐室跨度、

12、高度均大，如遇软岩岩体而采用传统支护，不仅难施工，而且往往不能保证工程服务年限，影响生产。为此，矿区各矿井通过工程地质条件调查及其工程岩体力学分析，提出了采用锚杆、锚索联合支护技术，有效地控制了围岩变形。其技术要点如下： 小断面台阶状开挖，充分利用施工期间待挖岩体的强度来平衡工程力，利用待挖岩体的自然塑性变形及破坏，以吸收耗散围岩深处部分塑变性能，保持围岩强度。 喷射混凝土隔绝围岩与含水空气的接触，防止风化，维护围岩强度。 铺网及三维优化布置安装锚杆，加强围岩径向控制，使顶部围岩形成平衡拱，既充分利用围岩强度抵抗荷载，又兼顾围岩层理间剪切控制，消除或减弱层面间力学机制效应。 刷大断面，喷射混凝

13、土，三维优化布置安装锚杆。 利用位移观测信息及支护体特征观察信息，寻找顶板过载变形关键点，即局部喷层开裂，呈磷片状脱皮，在该点处施作预应力锚索技术，以使围岩变形均匀化。 待围岩变形速度趋近常数，架设U型钢棚，以作为支护的稳定性储备。 开挖底板铺设混凝土钢梁反拱，整体浇注混凝土，使支护体形成闭合支护，增强承载能力，以防止底臌收帮。 例如晓明矿北二采区机头硐室跨度7.2m、高，掘进断面积52.7m2，硐室长14.3m，见图4。硐室围岩由灰色粉砂岩、细砂岩、中砂岩及其互层构成，多为泥质胶结，含粘土矿物40%，具强膨胀性。岩层倾角58°，层理、节理十分发育。岩层破碎，自稳时间短，易发生片帮、

14、冒顶。螺纹钢锚杆直径22mm、长2200mm，间排距700×700（mm），用2卷CK2335型树脂锚固剂卷锚固，初始锚固力为20kN。锚索直径17.8mm、长6m，间排距为2000×3000（mm），用2卷CK2350型树脂锚固剂卷锚固，初始锚固力为100kN。机头硐室支护断面见图4。图4 机头硐室支护断面示意图采用上述方法施工，锚杆支护体经历7天的卸压变形，位移量达到65mm。然后施加锚索支护，位移量仅为30mm。开挖30天后开始架钢架浇注混凝土，经80天观测，位移量仅为3mm，全程累计位移量98mm。采用锚杆、锚索联合支护技术，恰到好处地控制了围岩灾害性变形，收到较好

15、效果。 短期工程综采工作面切眼工程跨度多数设计在6m以上，采煤机硐室处跨度超过8m。尽管工程服务期短，但是应用架棚支护不仅施工工期长，而且顶板围岩变形难以控制，安全问题突出。采用锚杆和锚索支护或锚杆和单体柱支护均能收到较理想的安全支护效果。5 锚杆支护在综采工作面撤出中的应用综采工作面撤出的传统工艺是：当综采工作面采至距终采线10m时，开始铺顶网，最后2m采用放炮法劈帮，架设木棚，取得支架撤出、运输的空间。这种工艺受施工方法、支护形式的限制，准备工序复杂、施工工期长、材料投入多、对机电设备损伤大、安全隐患多。而采用锚杆支护则可圆满解决上述问题，而且投入显著减少。5.1 支护参数以大隆矿N270

16、3综采工作面撤出为例。该工作面采用ZZ4000液压支架，采高3.2m，单循环进度0.6m。顶板为粉砂岩、细砂岩互层，平均厚6.6m。顶板锚杆直径20mm、长2000mm，帮部锚杆直径16mm、长1800mm。锚杆间排距均为1500×600（mm）。锚杆用树脂锚固剂卷锚固，顶板锚杆用3卷CK2335型，帮部锚杆用2卷CK2335型。铺金属经纬网，网孔 规格120×80（mm）。支护断面见图5。图5 N2-703综采工作面回撤支护断面示意图5.2 施工工艺工作面推至距终采线8m时，开始铺网（双层）。至距终采线1.5m时，收起前梁护帮板，施工第一排锚杆。然后扩宽、安设锚杆，重复两

17、遍，安设帮部锚杆。6 掘进工作面安全空顶时距关系掘进工作面空顶时距关系是指锚杆支护巷道掘进施工中工作面空顶距离与空顶时间的量值大小关系。 在现有掘进方式与支护机具装备条件下，只有掌握和利用二者之间的关系，才能实现施工中的安全与快速的统一。通过总结认为锚杆支护具有主动性、及时性，并发现了掘进工作面安全空顶时距关系，如图6所示。图内t1至t2为掘进、施工锚杆空顶时段，对应巷道空顶距24.2m。根据经验，掘进空顶距为4.2m，必须在1小时内完成掘进、安全判断和支护施工。若掘进空顶距为3.2m，则在2小时内完成。总之，在锚杆支护巷道施工中，空顶距越长，要求空顶时间越短，因此，应优先对巷道顶板的关键力学部位进行锚杆支护，才能实现安全快速施工。图6 掘进工作面安全空顶时距曲线7 沿空掘进小煤柱宽度与锚杆布置理论认为上区段采场老顶岩梁触矸稳定后即为沿空掘巷的最佳时间，并存在沿空掘进的最佳位置。在应力场内沿空送巷分为无煤柱送巷和小煤柱送巷两种。无煤柱送巷由于存在通风、残煤自燃等不利因素。因此沿空送巷的最佳位置为小煤柱送巷，最佳煤柱尺寸为3.44.4m。7.1 小煤柱煤体受力与位移特征分析在上区段回采期间，小煤柱煤体已经历回采工作面动压的强烈作用，总体上已节理化。当沿空掘进时，小煤柱如同实验室岩石试块承受单轴压力顶底板集中力的作用，节理化后的煤块除延滑面移动外，总