摘要：随着矿井开采深度的延深以及成熟综采技术的推广和应用，我矿现阶段使用的圆钢麻花式锚杆全断面支护方式从支护安全上已无法满足越来越复杂的地质条件，同时在综采回采时因锚杆卷入截割滚筒造成设备损伤及安全隐患等矛盾也日益突出。通过计算研究、现场实验和反复论证，在综采工作面准备巷道掘进支护时合理选用多类型的锚杆相结合的支护方式即能保证支护的合理、有效，同时降低对综采设备的损伤和危害，在确保安全的同时降低成本和设备损耗，为多类型锚杆组合支护方式在集团所属矿井掘进巷道支护中推广提供有力的技术保障和科学的依据。
前言
一九三〇煤矿于1988年12月投产至今，矿井设计生产能力60万吨/年，实际核定生产能力81万吨/年，主要生产优质焦煤。现阶段矿井在开拓和掘进巷道顶、帮均使用圆钢麻花式锚杆进行永久支护，圆钢麻花式锚杆为矿区维修中心自制。为了在煤巷、半煤巷（统称煤巷，下同）中科学、规范、有效地进行锚杆支护，提高质量、保证安全，促进矿井煤巷锚杆支护技术的发展，通过仔细计算、现场实验和反复论证，最终选取了安全可行的多类型锚杆组合支护方式。
1掘进巷道布置概况
以一九三〇煤矿炮掘的37123运输巷为例。此巷道位于矿井一采区西翼，巷道沿7号煤层顶板掘进。煤层厚度为1.8～2.2m，平均2.0m；煤层倾角18°～26°，由西向东煤层倾角逐渐增大；煤层直接顶为含砾粗砂岩，平均厚度3.6m；老顶为粗砂岩，厚度8.3m左右；底板为粉砂岩，平均厚度2.7m。
7#煤层属中厚煤层，巷道设计断面为斜梯形，巷道掘进宽度3.7m，下帮高度2.0m，巷道净断面积为9.8m2。巷道两帮及下帮侧底板为煤体，容重1.35t/m3，巷道围岩为Ⅰ类，属非常稳定围岩，顶底板移量h<200mm，岩石硬度f>6；岩性完整性较好。
围岩性质及煤层特征：7#煤层系侏罗系八道湾组煤系地层中的可采煤层，平均倾角为22°，平均厚度2.0m。顶、底板岩性特征。
7号煤层直接顶板为粗砂岩，比重2.94g/cm3，天然容重2.85g/cm3，含水率3.06%，饱和状态下单向抗压强度37.2Mpa，天然状态下单向抗拉强度2.6Mpa，软化系数0.74；直接底板为粗砂岩，比重2.58g/cm3，天然容重2.42g/cm3，含水率6.20%，饱和状态下单向抗压强度4.1Mpa，天然状态下单向抗拉强度2.0Mpa，软化系数0.26。
2选用锚杆支护参数计算
锚杆支护发挥加固拱作用和悬吊作用，使复合顶板内的各煤岩体与锚杆紧固形成一个所谓的"组合梁"，从而提高顶板岩层的抗弯强度，减少各岩层层面滑移、离层和冒落的机率，从而保证巷道的稳定性。
2.1现阶段锚杆支护概况
37123运输巷现阶段巷道顶、帮均使用圆钢麻花式锚杆进行永久支护。通过计算确定：顶板每排四根锚杆，锚杆间排距为1.0×1.2m；上帮每排三根锚杆，间排距为1.0×1.2m；下帮每排两根锚杆，锚杆间排距为1.0×1.2m；均使用Φ16mm长度1.6m的圆钢麻花式金属锚杆。锚杆支护距迎头最小距离0.3m，最大距离2.7m。
2.2锚杆长度选型计算
（1）按巷道跨度及围岩影响进行计算：L=N（1.1+n/10)=1.47（m）
式中：N-围岩影响系数，取1；n-为巷道跨度；
（2）按悬吊原理进行计算：L＝ＫＨ+Ｌ1+Ｌ2＝2×0.5+0.6+0.1＝1.7（m）
式中：L-锚杆长度，m；Ｋ-为安全系数，一般取2；Ｌ1-为锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取为0.6m；Ｌ2-为锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m；Ｈ-易冒落岩层厚度或冒落拱高度，根据地质资料和37122运输巷掘进情况来看，局部冒落高度均在0.5m以下。
由计算可知，两帮选用Φ18mm长度1.6m的树脂锚杆，顶部选用Φ16mm长度1.8m的等强全螺纹金属锚杆满足锚杆长度的支护要求。
2.3锚杆直径的确定
金属锚杆支护系列
锚杆直径根据经验公式：d=1/110×L=1/110×1.7=15.45（mm）
式中：L-锚杆长度，选取3.2-（2）计算值，mm
由计算可知，顶部锚杆直径取16mm，两帮锚杆直径取18mm。
2.4锚杆间、排距的确定
2.4.1顶部锚杆间、排距的确定
φ16mm等强全螺纹金属锚杆：杆体抗拉力≥98KN，杆体螺纹承载力≥75KN，锚固力≥75KN，为75kg/mm2，岩石密度2850kg/m3。
每根锚杆悬吊岩石重量：1.8S×2850=5130
即，S=75000/5130×9.8=1.49㎡；
式中：S为每根锚杆支护面积=锚杆间距×锚杆排距
锚杆采用矩形布置，取间排距为：1.2×1.2m，可以满足要求。
2.4.2两帮锚杆间、排距的确定
两帮锚杆支护选用Φ18mm长度1.6m的树脂锚杆进行支护，间排距参数计算如下：
锚杆承载能力为：Q=45KN；P=NQ
根据煤帮跨落时，对锚杆载荷为P=DR
1.6S×1.4×9.8×103=21952S
式中：D-垮落体积=1.6S；S-每根锚杆支护面积；R-煤的比重1.4t/m3；N为安全系数取0.9。
S=NQ/1.6R=0.9×45000/21952=1.84m2
根据计算每根锚杆支护面积为1.84m2，间排距选择1.2×1.2m，可以满足要求。
3锚杆支护方式的确定
本巷道永久支护：顶板采用Φ18mm长度1.8m的等强全螺纹金属锚杆，两帮采用Φ18mm长度1.6m的树脂锚杆配合金属网、钢带进行锚网梁支护。通过以上计算确定，本巷道顶板每排三根锚杆，锚杆间排距为1.2×1.2m。上帮每排三根锚杆，间排距为1.2×1.2m。下帮每排两根锚杆，锚杆间排距为1.2×1.2m，锚杆距迎头最小距离0.3m，最大距离2.7m。详见支护断面图
4配套支护材料选择
4.1金属网规格选择
考虑到7号煤体在支承压力作用下巷道两帮易产生塌落及片帮，为防止这种现象发生，煤巷支护除锚杆以外，还需铺设金属网。金属网除可防止围岩及煤体的塌落和片帮以外，还将锚杆之间松动的围岩压力进行传递，使得锚网支护结构受力均匀。
金属网均选用10#铁丝编制成的菱形网，网片规格为3300×1500mm。网片之间必须保证压接20mm，并做到用扎丝每150mm联一扣将网片联好。
4.2钢带敷设要求
巷道两帮及破碎处顶部采用锚网梁进行支护。钢带的作用是：一方面能保持顶板的平整，另一方面将顶板锚杆连结起来，形成一个支护结构，当顶板某一锚杆失效时，因钢带的作用仍能保持对顶板围岩的有效支护。钢带梁：采用Φ12mm的圆钢加工成。
4.3锚杆其它附件及选型
锚固剂：采用型号为Z3535中速合成树脂锚固剂，直径35mm，长度为350mm。
托板：金属托板采用100×100×5mm的铁托板，中心孔直径为18.5mm；竹托板用竹质材料制成，规格为300×300×50mm，中心孔直径为18.5mm。
5煤巷采用等强全螺纹金属锚杆及树脂锚杆支护优点分析
5.1现场应用
通过在37123运输巷的现场应用，配合顶板离层观测仪和巷道顶底板及两帮移近量观测。37123运输巷施工完毕后巷道成形及支护状况良好，未发生垮帮、滑帮或是顶板下沉量超标现象。随着37123备采面的形成，通过综采工作面回收、安装以及回采效果来看，两帮采用树脂锚杆支护避免了在使用金属锚杆时存在一系列安全问题，同时通过加强对顶部锚杆配件的回收，大大降低了巷道支护成本，提高了二次利用率。
5.2多类型锚杆组合支护方式优点分析
1、顶部采用等强全螺纹金属锚杆的优点
①抗拉强度高：普通圆钢麻花锚杆的抗拉力Φ16mm为7吨左右，Φ18mm的为8.5吨左右，而Φ16mm等强全螺纹金属锚杆抗拉力11吨左右，是同等直径圆钢麻花锚杆抗拉力的1.5倍以上。理论上：同面积巷道等强锚杆的使用量为圆钢锚杆使用量的70%左右。
②二次回用率高：矿井现在使用的圆钢麻花锚杆因宜锈蚀、变形回用率较低且螺母、托板等附件也不能回收；而等强度锚杆由于螺距较宽，只需要将杆体校直即可再次使用，螺母、托板等附件也能回收。
③支护有效率高：煤巷出现脱层、偏帮时，圆钢麻花锚杆由于受尾部螺纹长度的限制导致支护失效，需充填托板或补打锚杆。等强全螺纹锚杆只需要继续拧紧螺帽就可以有效支护，从而降低了工人的劳动强度，提高了工作效率同时也降低了成本。
④运输损坏率低：圆钢麻花锚杆在装运卸车过程中由于挤压、碰撞导致尾部螺纹损坏，螺帽无法安装，一般损坏率在5%左右；等强全螺纹金属锚杆螺距宽，螺纹不易损坏，使用率较高。
⑤综合使用成本低：等强全螺纹金属锚杆支护强度高，回收复用率高，使用方便，巷道维护投入成本低。
2、两帮采用树脂锚杆支护
①使用树脂锚杆在回采期间采煤机截割煤体时不易造成截齿损伤；
②金属锚杆杆体卷入采煤机滚筒后取出困难，而采用树脂锚杆后采煤机滚筒可直接截割煤体；
③金属锚杆随原煤外运时威胁运输设备安全运行，人力清运则增加劳动强度。使用树脂锚杆不会存在上述问题。
④采煤机截割金属锚杆易产生火花，造成安全隐患，使用树脂锚杆不存在此类安全隐患。
6支护效果分析
煤巷通过采用等强全螺纹金属锚杆及树脂锚杆支护与原有支护方式相比：一是巷道整体变形量较小，断面收缩率有所降低，因此这种支护方式较好的保持了巷道的稳定。由以上结果可以看出，在煤层的巷道中，采用此支护方式比圆钢麻花式锚杆支护的效果好；二是顶部锚杆回收率提高的同时降低了巷道支护成本；三是两帮树脂锚杆的使用在回采期间不易造成截齿损伤的同时消除了安全隐患等。通过数月的现场实验，确定此巷道支护方式能有效地解决和改进矿井原有支护方式存在的安全隐患，值得在集团公司所属矿井中推广应用。
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