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摘要：对复合顶板下的煤巷锚网支护的技术参数进行了分析确定，对支护效果进行了监测评估。对类似条件下煤巷锚网支护具有借鉴意义。
关键词：锚杆支护技术参数支护效果
Abstract: The compound roof under the roadway bolting with wire mesh technical parameters were analyzed to determine the effect of supporting monitoring and evaluation. Under similar conditions on the roadway bolting with wire mesh has a reference.
Keywords: bolting technology supporting effect parameters
中图分类号：TD353文献标识码：A
前言
南桥煤矿12采区、11采区、14采区和18采区均为上分层开采。回采巷道全部使用刚性金属支架支护，变形严重。据统计回收支架损坏变形率高达18.7%，支架报废率3.5%，支架实际丢失率1.67%。为了改善支护状况、提高经济效益，选择沿煤层底板开掘回采巷道，使用锚网支护复合顶板，取得了显著效果。
一、锚杆支护结构
锚杆目前主要有两种方式，顶锚杆为Φ20×2500mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆为Φ20×2500mm无纵筋右旋等强锚杆，球形专用螺母，锚固剂采用2+Z2380姊妹树脂药卷。
通过锚固剂使锚杆端头与围岩固结在一起，巷道受压时，锚杆托板与锚固端间的岩层变形受到阻力，从而控制了松动岩层的冒落。锚杆的支护效果与锚杆体的长度、抗拉强度、锚固剂及其用量、锚固段的围岩强度等因素有关。
二、主要技术参数
试验巷道均为回采工作面进回风巷，巷道内的主要运输设备为SPJ—800皮带运输机。原巷道设计为拱形断面，掘进断面8.6m2.在试验锚杆支护时，改为断面7.0m2的拱形断面，巷道宽3156mm，高2600m。
根据松动圈悬吊理论，锚杆只要锚固在松动圈以外的稳定岩层中，且综合拉里能够阻止其变形，即可满足支护要求。
（一）锚杆长度
用中国矿业大学生产的松动圈测定儀测定，复合顶板的松动圈为0.8～1.1m，5#煤直接顶板的松动圈为0.6～0.9m，按下列公式计算锚杆长度。
L=KH＋L1＋L2
式中：
L—锚杆长度米
H—松动圈高度米
K—安全系数一般取K=2
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5米
L2—锚杆在巷道中的外露长度一般取0.2米
其中：
B 3.156
H=------=------=0.526m
2f 2×3
式中：
B—巷道开掘宽度3.156
f—岩石坚固性系数，煤取3
则：L=2×0.526+0.5+0.2=1.752(m)
考虑到巷道顶板为厚度1.6～2.0米的煤层并有淋水，围岩松动圈可能会增大，故应将锚杆的锚固端布置在煤层顶板坚固岩层中，故锚杆全长定为2.5m。
（二）锚固剂
由于回采巷道服务年限短,一般在2年以内，因此，本着节约支护费的原则，选用Z2380姊妹树脂药卷作为锚固剂，其每卷规格为Φ23×800mm。
（三）锚杆类型
顶板选用Φ20×2500mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆杆体，Φ15.24×5300mm7股低松弛钢绞线锚索，T100/10×2600/（5）T型强力托梁。帮锚杆选用Φ20×2500mm无纵筋右旋等强锚杆杆体，200×200×50木托板。
（四）锚杆支护密度
设计复合顶板锚杆拉力为15KN，煤层直接顶板锚杆有效拉力20KN。
n=LpY/P
式中n—锚杆支护密度，根/m2;
Lp—松动圈尺寸，m;
P—锚杆设计每根拉力，t；
Y—松动圈内岩体容重，t/m3。
对于复合顶板，Lp煤＝0.9m Lp矸＝0.2m,Y煤＝1.4t/m3，P=15kN，代入上式，锚杆支护密度的计算值为1.13根/m2，实际选用值1.5根/m2。
对于煤层顶板，取Lp＝0.9m,Y=2.4t/m3,P=20KN，代入上式，煤层直接顶板条件下锚杆支护密度的计算值为1.08根/m2，实际选用值2根/m2。煤矸复合顶板，锚杆布置成方形，间排距均为0.8m，锚杆距煤帮0.45m。对于煤层直接顶板的布置形式为矩形，锚矸间距为0.6m，排距为0.8m，锚杆距煤帮0.35m。
煤帮布置三排右旋锚杆，每根锚杆安装一个药卷，主要是控制片帮，增加支撑力。
（三）围岩变形观测
为了验证锚杆支护效果，我们在试验区内设立了观测站，分别对复合顶板及煤层直接顶板条件下的锚杆支护巷道进行了顶底板移近量，底板对锚杆移动量，量帮及两帮锚杆移动量的观测。观测结果表明，复合顶板围岩移动两较小。在巷道掘出6天内移动量较大，6～20天内变小，21天之后基本保持稳定，说明锚杆已有效的控制了顶板和煤帮，围岩移动曲线见图1。
煤层直接顶板的围岩移动量较大，在巷道掘出6天之内，围岩剧烈活动，最大移动速度达9mm/d，7～20天内活动逐渐变小，20天之后基本保持稳定。稳定后顶底板相对移动量累计达38mm。煤帮移动在4天之内较为剧烈，在5～11天之内变化较小，12天之后保持稳定，最大移动速度为6mm/d，累计移动量为12mm。这说明锚杆已有效的控制了顶板和煤帮。从现场情况观测分析，顶底板移近量大的主要原因是巷道底鼓。煤层直接顶板条件下的巷道围岩移动曲线见图2、图3。
（四）巷道支护效果
从复合顶板来看，锚杆支护段，由于铺设了强力塑钢网，锚杆间的顶板得到了有效控制，顶板完整，基本无变形，巷道两帮也无片帮。而在金属棚支护段，顶板初期下沉量较大，后期破碎成块状，经常压断背顶材料，造成在支架间顶板冒落，支架失稳。因此，锚杆支护效果明显优于金属棚支护。
在煤层直接顶板试验区域内，试验长度达200多米，从支护效果来看，顶板完整，即使在顶板裂隙发育及顶板淋水段，顶板也处于良好状态。
通过对锚杆拉力测试，说明锚杆拉力可以满足松动圈增加到1.2m时的1.4KN要求。金属棚支护改为锚杆支护，不但工人劳动强度大大减小，而且支护费用低，经济效益显著。通过对比，锚杆支护费用仅为金属棚支护费用的42.69％～44.19％，每米巷道节约支护费用86.6元～84.3元。如果南煤公司每年锚杆支护占回采巷道50％，即4500m，即可为公司节约资金51.75万元，其经济效益是可观的。
关键词：锚杆支护技术参数支护效果
Abstract: The compound roof under the roadway bolting with wire mesh technical parameters were analyzed to determine the effect of supporting monitoring and evaluation. Under similar conditions on the roadway bolting with wire mesh has a reference.
Keywords: bolting technology supporting effect parameters
中图分类号：TD353文献标识码：A
前言
南桥煤矿12采区、11采区、14采区和18采区均为上分层开采。回采巷道全部使用刚性金属支架支护，变形严重。据统计回收支架损坏变形率高达18.7%，支架报废率3.5%，支架实际丢失率1.67%。为了改善支护状况、提高经济效益，选择沿煤层底板开掘回采巷道，使用锚网支护复合顶板，取得了显著效果。
一、锚杆支护结构
锚杆目前主要有两种方式，顶锚杆为Φ20×2500mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆为Φ20×2500mm无纵筋右旋等强锚杆，球形专用螺母，锚固剂采用2+Z2380姊妹树脂药卷。
通过锚固剂使锚杆端头与围岩固结在一起，巷道受压时，锚杆托板与锚固端间的岩层变形受到阻力，从而控制了松动岩层的冒落。锚杆的支护效果与锚杆体的长度、抗拉强度、锚固剂及其用量、锚固段的围岩强度等因素有关。
二、主要技术参数
试验巷道均为回采工作面进回风巷，巷道内的主要运输设备为SPJ—800皮带运输机。原巷道设计为拱形断面，掘进断面8.6m2.在试验锚杆支护时，改为断面7.0m2的拱形断面，巷道宽3156mm，高2600m。
根据松动圈悬吊理论，锚杆只要锚固在松动圈以外的稳定岩层中，且综合拉里能够阻止其变形，即可满足支护要求。
（一）锚杆长度
用中国矿业大学生产的松动圈测定儀测定，复合顶板的松动圈为0.8～1.1m，5#煤直接顶板的松动圈为0.6～0.9m，按下列公式计算锚杆长度。
L=KH＋L1＋L2
式中：
L—锚杆长度米
H—松动圈高度米
K—安全系数一般取K=2
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5米
L2—锚杆在巷道中的外露长度一般取0.2米
其中：
B 3.156
H=------=------=0.526m
2f 2×3
式中：
B—巷道开掘宽度3.156
f—岩石坚固性系数，煤取3
则：L=2×0.526+0.5+0.2=1.752(m)
考虑到巷道顶板为厚度1.6～2.0米的煤层并有淋水，围岩松动圈可能会增大，故应将锚杆的锚固端布置在煤层顶板坚固岩层中，故锚杆全长定为2.5m。
（二）锚固剂
由于回采巷道服务年限短,一般在2年以内，因此，本着节约支护费的原则，选用Z2380姊妹树脂药卷作为锚固剂，其每卷规格为Φ23×800mm。
（三）锚杆类型
顶板选用Φ20×2500mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆杆体，Φ15.24×5300mm7股低松弛钢绞线锚索，T100/10×2600/（5）T型强力托梁。帮锚杆选用Φ20×2500mm无纵筋右旋等强锚杆杆体，200×200×50木托板。
（四）锚杆支护密度
设计复合顶板锚杆拉力为15KN，煤层直接顶板锚杆有效拉力20KN。
n=LpY/P
式中n—锚杆支护密度，根/m2;
Lp—松动圈尺寸，m;
P—锚杆设计每根拉力，t；
Y—松动圈内岩体容重，t/m3。
对于复合顶板，Lp煤＝0.9m Lp矸＝0.2m,Y煤＝1.4t/m3，P=15kN，代入上式，锚杆支护密度的计算值为1.13根/m2，实际选用值1.5根/m2。
对于煤层顶板，取Lp＝0.9m,Y=2.4t/m3,P=20KN，代入上式，煤层直接顶板条件下锚杆支护密度的计算值为1.08根/m2，实际选用值2根/m2。煤矸复合顶板，锚杆布置成方形，间排距均为0.8m，锚杆距煤帮0.45m。对于煤层直接顶板的布置形式为矩形，锚矸间距为0.6m，排距为0.8m，锚杆距煤帮0.35m。
煤帮布置三排右旋锚杆，每根锚杆安装一个药卷，主要是控制片帮，增加支撑力。
（三）围岩变形观测
为了验证锚杆支护效果，我们在试验区内设立了观测站，分别对复合顶板及煤层直接顶板条件下的锚杆支护巷道进行了顶底板移近量，底板对锚杆移动量，量帮及两帮锚杆移动量的观测。观测结果表明，复合顶板围岩移动两较小。在巷道掘出6天内移动量较大，6～20天内变小，21天之后基本保持稳定，说明锚杆已有效的控制了顶板和煤帮，围岩移动曲线见图1。
煤层直接顶板的围岩移动量较大，在巷道掘出6天之内，围岩剧烈活动，最大移动速度达9mm/d，7～20天内活动逐渐变小，20天之后基本保持稳定。稳定后顶底板相对移动量累计达38mm。煤帮移动在4天之内较为剧烈，在5～11天之内变化较小，12天之后保持稳定，最大移动速度为6mm/d，累计移动量为12mm。这说明锚杆已有效的控制了顶板和煤帮。从现场情况观测分析，顶底板移近量大的主要原因是巷道底鼓。煤层直接顶板条件下的巷道围岩移动曲线见图2、图3。
（四）巷道支护效果
从复合顶板来看，锚杆支护段，由于铺设了强力塑钢网，锚杆间的顶板得到了有效控制，顶板完整，基本无变形，巷道两帮也无片帮。而在金属棚支护段，顶板初期下沉量较大，后期破碎成块状，经常压断背顶材料，造成在支架间顶板冒落，支架失稳。因此，锚杆支护效果明显优于金属棚支护。
在煤层直接顶板试验区域内，试验长度达200多米，从支护效果来看，顶板完整，即使在顶板裂隙发育及顶板淋水段，顶板也处于良好状态。
通过对锚杆拉力测试，说明锚杆拉力可以满足松动圈增加到1.2m时的1.4KN要求。金属棚支护改为锚杆支护，不但工人劳动强度大大减小，而且支护费用低，经济效益显著。通过对比，锚杆支护费用仅为金属棚支护费用的42.69％～44.19％，每米巷道节约支护费用86.6元～84.3元。如果南煤公司每年锚杆支护占回采巷道50％，即4500m，即可为公司节约资金51.75万元，其经济效益是可观的。