摘要：我矿1691工作面上覆8煤层1681正在回采，1681风道布置在1691风道上方32米，为保证正常生产衔接，现准备掘进1691风道。为保证支护安全的前提下，兼顾巷道的快速掘进，通过相应的理论分析和计算，采用高强度锚杆支护系统，使巷道围岩保持稳定，满足了正常生产需要。
开滦钱家营矿业分公司是1988年投产的大型现代化矿井，设计年生产能力400万吨，1999年达到设计生产能力，2004年达到550万吨以上。该公司采煤方式为走向长壁式综合机械化采煤，煤巷掘进实现了100％机械化。矿井开采方式为东西两翼开采。
一、巷道基本地质概况
该工作面周边没有可提供实际地质资料的已掘工程，但根据上覆1681东实见地质资料分析，工作面西部地质构造较多，由于落差较大，造成煤层顶板破碎，易冒落，巷道局部全岩或薄煤，工作面东部F39、F41两条断层落差较大，造成局部巷道全岩或薄煤。其中f1、f2、f3、f4、f5、f6、F41均为8煤层实见断层的推测，F39为三维地震断层。
根据九煤层地质构造特点分析，掘进中将会遇到一定数量的隐伏地质构造。
该工作面倾斜下方暂无工程，上覆1681东工作面正在回采，1681西工作面风道已掘出，运道正在掘进。其它暂无工程。
该工作面煤层厚度0.4-3.1m，平均2.0m，煤层局部有1～2层不稳定泥岩夹矸，厚度为0～0.5m。煤层倾角12°-21°，平均18°，煤层走向在N14°～N54°之间变化。
二、巷道维护特点
（一）巷道位于8槽保护层开采采空区下方，由于煤层回采对底板的破坏，9槽煤层顶板将比较破碎，稳定性差。受上覆煤层采动影响，围岩应力重新分布，巷道围岩变形会持续变化和增加，对支护的长期稳定性影响很大。
（二）巷道埋深达到了600m，地压较大，底鼓和两帮变形都很强烈。底板在近乎无约束状态将发生强烈破坏，只能通过加强两帮及底角来减缓底鼓，难以从根本上控制底板变形，因此控制底板岩层离层鼓起失稳的难度非常大。
（三）煤层倾角大，最大倾角达到了18°，高帮高度最大为1.3m，剪应力效应明显，高帮煤体易滑落失稳，给支护带来了一定的难度。
（四）巷道直接顶为3～4m的砂质泥岩，顶板较完整，但小构造发育，地应力相对集中，对正常掘进影响很大，顶板管理相对困难。煤层硬度中等偏软，帮部成型自稳能力差，后期受采动影响破坏变形失稳速度快，承载能力低，因此帮部围岩控制要求高。
（五）综掘机掘进，对顶底板岩层破坏扰动较小，有利于保持围岩的完整性。
综上所述，该巷道属于采空区下大跨度松软煤层巷道围岩稳定性控制问题，两帮及底板的控制难度都很大，顶板的安全状况差，是煤巷锚杆支护所面临的突出难解决的课题之一，必须引起高度重视，该类巷道围岩稳定性控制技术研究具有一定的挑战性。
三、锚杆支护关键技术手段
（一）高性能超高强锚杆：采用IV级锚杆专用螺纹钢加工而成的高强锚杆，抗破断强度更高，支护刚度更大，限制变形更加有力，针对巷道急剧膨胀扩容产生的高应力控制效果会更有效。
（二）大托盘：锚杆采用新型大托盘(尺寸为120×120mm)、锚索采用400×400mm的大托盘，增大护表面积，减轻目前所用的普通小托盘与围岩局部小面积接触而产生的点载荷作用，防止围岩挤压破损，将对松散层裂破碎岩体起到较好的维护效果。
（三）新型阻尼螺母：能提供较大扭矩，与高性能预拉力锚杆配套，提高锚杆安装过程的可靠性，保证支护系统整体安全可靠。
（四）高预紧力：采用MOS-90J2型气扳机可以实现锚杆8～10t的高预紧力，有效增加锚杆对巷道围岩支护初期的控制作用，提升锚杆支护的作用级别。
四、锚网支护验算
[1]巷道断面：
风、运道选用倒梯形断面，1691风、运道最大巷宽4.4米，巷中高均为2.4m。
[2]锚杆支护参数选取：
注：此设计为初始设计，可根据矿压实测数据进行修改。
①锚杆长度：
<1>按加固拱理论计算锚杆长度L=Lm+Lb。
Lm=N•(1.1+B/10)
式中：B—巷道跨度；
N—围岩稳定性影响系数，取1.0；
则：L(风运)m=1.0×(1.1+4.4/10)=1.54m；
而Lb=托盘高度+螺母厚度+锚杆外露长度+钢筋梯子钢带厚度+网厚度
=10+30+50+10+3=103㎜=0.103m；
而：L风运=1.54+0.103=1.643m；
<2>按冒落拱高度计算锚杆长度：
按普氏理论计算冒落拱高度H：
1
H=——[B/2+h•tg(45-φ帮/2)°]
f顶
式中：B—巷道宽度，风、运道取4.4米；运道机头取4.9米
h—巷道高度，均取2.4m；
f顶—顶板岩石普氏硬度系数，取4；
φ帮—帮煤体的内摩擦角，取15度。
通过计算得：
H风运道=1.01m；H运道机头=1.07m
锚杆长度应伸到冒落拱外稳定岩层内500㎜以上，则：
L风运=H风运、边眼+Lb+0.5=1.01+0.103+0.5=1.613m；
L运道机头=H运道机头+Lb+0.5=1.07+0.103+0.5=1.673m
根据巷道高度和我矿实际，风、运道及切眼锚杆长度均取1.8m。
②顺槽锚杆间排距的计算：
<1>按加固拱理论：
D≤0.5L=0.5×1.8=0.9m。
<2>根据锚固力等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则：
________
D≤√Q/K•H•γ
式中：Q—锚杆锚固力，Q=7×9.8=68.6KN；
K—安全系数，取2；
H—软岩厚度；风、运道取1.01m、运道机头取1.07m
γ—岩石容重，取2.7吨/m3×9.8=26.5KN/m3。
D风、运≤1.13mD运道机头≤1.10m
根据以上计算，参照原煤炭部《煤巷树脂锚杆支护技术规范》，取锚杆排距为800㎜，间距为700㎜。
五、整体方案设计
为保证巷道在最终变形后能满足通风、行人等安全生产需要，预留巷道断面以满足变形的要求，顺槽断面确定为矩形：净宽×下帮高=4.8m×2.3m。
（一）巷道顶板采用7根高强预锚杆加钢带、金属网联合支护。锚杆间距720mm，排距800mm。锚杆预紧力不低于50kN，锚固力不低于120kN。锚杆采用120×120mm的新型大托盘。
（二）巷道两帮采用3根等强锚杆加钢带、金属网联合支护。锚杆间距为700mm，排距为800mm。锚杆预紧力不低于50kN，锚固力不低于80kN。锚杆托盘采用100×100mm的新型托盘。
（三）巷道两帮采用等强锚杆加钢带、菱形金属网联合支护，锚杆间距为700mm。锚杆预紧力不低于50kN，锚固力不低于80kN。
（四）每隔两排锚杆在顶板中间位置布置一排锚索，锚索排距3.2m，预紧力60～70kN，锚固力不低于200kN，托盘采用400mm×400mm的大托盘，锚索距迎头不超过20米。
六、经济效益分析
1691顺槽采用等强锚杆支护，它与新庄孜矿在采空区下破碎不稳定顶板巷道一直采用的U型棚支护直接成本相比较：节约支护材料费用为173.7万元，节省巷道维修费47.2万元。预计1691顺槽采用高强锚杆支护所创直接经济效益为220.9万元。
七、结束语
采用高性能超高强锚杆支护，成功地解决了采空区下巷道矿压大，变形严重和巷道维修工程量大的问题，同时减轻了工人的劳动强度，提高了工作效率，为巷道快速掘进和快速回采提供了更好的条件。
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