【摘要】在煤矿开采过程中部分巷道服务期限很短，如回采工作面的开切眼等。而其支护的锚杆类材料因难以回收，影响采煤机截齿的正常割煤作业；因矿山安全生产需要，很多地方都会用到临时或一次性的吊挂起吊，而采用普通锚杆吊挂支护，施工工序繁杂，由于井下生产的特殊性，点多面广，量少次数多，施工的准备工作量大、需要工具设备多，费工费时，通用性差。膨胀锚杆在安装工艺、材料投入、工时利用及支护能力上相对普通支护锚杆，进行了有效的优化和提高，在简化工艺、节约成本和安全生产方面进行了有益的探索和尝试。

 

　　为消除该类顶板事故的隐患，很多矿井在大断面的掘进巷道迎头使用了防片网。同时，为解决矸石耙装与迎头安全施工的平行作业问题，耙矸机回头阀子与工作面迎头向后一定安全距离处，必须安设隔离网等安全防护设施。但是，由于断面较大，防片网或隔离网自身相对较重，爆破频率较高，直接造成安全防护设施安装、拆卸与挪移的频率较高，并直接约束掘进工作的正常进行，占用了较多工时，浪费了大量材料。

 

　　因矿山安全生产需要，很多地方都会用到临时或一次性的吊挂起吊，而采用普通锚杆吊挂支护，施工工序繁杂，由于井下生产的特殊性，点多面广，量少次数多，施工的准备工作量大、需要工具设备多，费工费时，通用性差。本文结合国投新集三矿的具体工程实例对可重复使用式膨胀锚杆在岩巷开拓掘进工作面的应用进行研究分析。

 

　　一、膨胀锚杆支护控制机理

 

　　膨胀锚杆是采用普通左旋加强螺纹钢，配合厚壁、特定外径的钢管、锥头及其它附件组成 ，具体分为主、副杆体、锥头、托板、紧固螺栓。主杆体一端与锥头固定，另一端为螺纹紧固端；副杆体为一端具有钢条片的钢管。

 

　　其使用原理：主杆体插入副杆体内，通过紧固螺栓的作用，主杆体带动锥头进入副杆体钢条片内，造成副杆体膨胀而达到加固目的；需要卸除时，推出螺帽，冲击主杆体，使其相对副杆体外出一定距离，锥头完全推出钢条片之外，拉动副杆体并带动主杆体，即可整体取出。

 

　　从支护方式该锚杆属于端锚支护，采用螺栓紧固拉动作用，造成副杆体尾部膨胀，膨胀区段与岩石钻孔内壁之间形成过盈配合，根据钻孔内壁岩石物理力学性能的不同，一定扭矩下，膨胀系数不同，过盈配合公差不同。岩石硬度越小，公差值越小，反之亦然。端部非膨胀区至岩石钻孔口处，副杆体与岩石钻孔为间隙配合，配合公差原则上不得小于3mm，以便于不使用时取出整套锚杆件。但是由于岩石性质的不同，当遇到软岩或岩层发育、破碎时，该段间隙配合的公差可能因围岩应力作用而变小，甚至为零，会发生少量膨胀锚杆不易取出的现象。但是副杆体采用外表面镀锌或不锈钢材料，并保持光滑，并在外端口设专用拉钩，即可完全取出。该型膨胀锚杆安装工艺简单，回收便捷，通用性好，整套锚杆件可同时回收复用，从根本上达到节省锚杆、锚固剂等材料，达到降低成本的目的，改善了临时支护工艺的操作流程。

 

　　支护参数的确定

 

　　1、理论依据

 

　　锚喷网联合支护的主要理论依据是锚杆的挤压组合拱理论。锚喷网联合支护可以把围岩松动圈以内的岩体通过挤压而组合成拱，在围岩应力的作用下产生整体塑性变形，释放一部分原始应力，最后形成稳定的挤压组合拱，把被动支护变为主动支护。

 

　　锚杆间排距

 

　　按组合拱理论，锚杆的长度和间排距与组合拱厚度之间的关系符合下式，即b=(Ltgα-a)/tgα式中：b为组合拱厚度，m；L为锚杆有效长度，m；α为锚杆在松散岩体中的控制角，(°)；a为锚杆的间排距，m。

 

　　锚杆的控制角一般按45°计算，这样对松散体比较安全，因此，上式可简化为b=L-a；通过对煤层松动圈测试，确定12号煤层组合拱厚度不小于1.2m比较安全，则a=L-b=2-1.2=0.8m，取a=0.6m。

 

　　3、超前支护

 

　　从工作面巷顶距煤层垂距2m起，每次向前掘进之前，都要首先进行超前支护。超前支护在工作面巷顶以25～30°仰角打1排缝管锚杆，锚杆间距350～400mm，超前控制顶板不少于1.3m，超前支护锚杆不少于5根，正顶1根，左右各不少于2根

 

　　4、见煤前2m岩石段施工

 

　　为防止煤层暴露时由于应力集中而冒顶，采用浅打眼、放小炮方法以减少震动破坏。打眼掘进深度不超过1.2m，掏槽眼设在工作面下部。首先对巷道下部进行爆破，之后对两帮打锚杆进行控制，接着对上半部浅打眼爆破，这样可保持巷顶围岩的完整性。离煤不够500mm左右的岩石采用风镐刷下。顶煤掘出后及时打临时支护锚杆，然后进行锚网喷浆永久支护。掘进一炮支护一炮。

 

　　5煤层段施工

 

　　从工作面见煤后开始，向前施工时，为了及时控制巷道顶板，保证施工安全，采用上、下分层的施工方法，先施工上分层，从工作面上半部中间开始掘进，掘深不超过1.2m，边掘边打临时支护锚杆。巷顶荒断面弧线长1.6m左右时，及时挂网打锚杆，由中间向两侧交替进行。上分层挂网打锚杆完毕后，及时喷浆，然后再向前施工上层。上层施工超过下半部两茬时再施工下分层。见煤初期工作面下半部岩石部分可打眼放炮掘进。下层掘进时先掘一侧，掘1.2m左右时打锚杆挂网，再掘另一侧。两侧掘进够1.2m时，进行一次喷浆，完成一次永久支护。上、下层始终保持有1m左右宽的正台阶，以便于施工人员施工。

 

　　6、见顶板后施工

 

　　见12号煤层顶板后，不再打超前支护的缝管锚杆。由于煤层顶板岩层较稳定，岩石部分采用放炮方法施工，工作面下半部的煤层部分仍采用风镐掘进。上部爆破后打好临时支护锚杆，然后掘下部，掘1.2m时，及时进行锚网喷浆永久支护。

 

 

　　试用巷道为-260m～-600m总回风巷和-600m配风巷。-260m～-600m总回风巷掘进过程中，进行试用区段巷道的的主要地质情况为：灰～灰黑色中间夹有细砂岩条带的砂质泥岩；银灰色、含有紫红色小花斑的花斑泥岩；灰～灰黑色、中间夹有细砂岩条带的砂质泥岩；

 

　　-600m配风巷在使用时，该段巷道岩性分别为：砂质泥岩，灰～深灰色，薄层状，致密，性脆，断口平整；细砂岩，灰白色，中厚层状，致密、坚硬，断口平整；砂质泥岩，灰～灰白色，厚层状，致密，坚硬，断口平整。

 

　　三、岩巷开拓掘进工作面支护形式及使用情况分析

 

　　-260m～-600m总回风巷围岩岩层发育，局部泥岩遇水迅速软化，围岩压力明显，支护形式为U型棚并喷浆，断面12.2㎡；-600m配风巷，围岩稳定，岩性状况良好，支护形式为锚喷支护，断面12.2㎡；

 

　　原挂防片网临时支护均为树脂锚杆，规格：ø20mm×2000mm左旋螺纹锚杆，锚固剂为Z2850快速树脂药卷，每孔使用量为2支。悬挂防片网使用4组。

 

　　试用的可重复使用式膨胀锚杆规格，副杆体长1m，外径34mm，主杆体长1.2m，直径20mm。锥头最大直径40mm。入孔深度不小于0.9m。

 

　　--600m配风巷围岩稳定，钻孔完整性良好，抗拔力平均在10t以上，尽管对该膨胀锚杆做最大负荷的拉力试验，同一根锚杆在多个眼孔内进行拉拔试验，最大时测试拉力为13.25t，螺栓卸除没有明显变化，取出后，整体构件完好无损，在多次试验及其他多次复用的膨胀锚杆，安装、拆卸均很简捷，但是如果喷浆等未对螺纹进行保护时，卸除时相对会困难些，必须进行及时清理方可卸除再次复用。遇到类似问题尤其是主杆体随螺丝帽一起转动时，通过增加一个扳手在外露端部对主杆体锚杆进行固定后，即可正常卸除。为确保使用简捷的目的，螺纹在非安装或拆卸时应采取套软管等方式进行保护。该工作面试用的膨胀锚杆安装使用简捷，复用率高，使用约45天，未出现损毁现象。-260m～-600m总回风巷试用时，部分膨胀锚杆不能顺利从钻孔内取出，对锥头最大直径进行缩小处理后得以解决，由于迎头岩性破碎、松散等原因，支护时采取增大扭矩的办法，抗拔力均达到9t以上，且能正常安装和完全卸除复用。

 

　　四、结论

 

　　综合目前国内通用的各种支护锚杆分析其优势如下：

 

　　在施工工艺上，岩石钻孔按照一定尺寸钻好后，在端部非膨胀的状况下，轻轻推入钻孔内适当位置，采用扳手直接拧紧达到80N﹒m即可，对钻孔的质量要求不高，只要能够将锚杆推入孔内即可。安装工艺相对目前应用极为广泛的树脂锚杆，大幅简化，大部分必要的风动工具准备工作均得以取消，降低劳动强度；相对其它端锚锚杆如新型机械式可回收端锚锚杆等对眼孔质量要求很低，且不需要特殊的专用推拉机械。

 

　　从成本管理上，该锚杆因除端部膨胀外，其余全程等径，钻孔与钢管外壁空隙大小不影响锚固件的取出，回收操作简捷，解决了锚杆回收只限于理论的局限性，在生产实践中得到了成功的推广和应用。

 

　　岩性普氏硬度系数大于2时，取出非常方便，当遇到软岩和煤体内时，采用小锥头加强型，仍可满足正常需要。可重复使用式膨胀锚杆的成功运用，为临时支护吊挂或短期锚杆支护巷道提供了参考和借鉴，为解决短暂、频繁性、高抗拔力吊挂工作提供了一个良好的解决方式。