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1、工作面顺槽围岩锚注加固技术的应用研究摘要：某矿针对7244工作面顺槽的围岩特点，在高性能预拉力锚带网索根本支护的根底之上，配以另外两种支护技术手段，采用锚注喷联合支护方式，现场实践说明，该支护方式有效控制了巷道变形，增强了巷道支护的稳定性和完整性，而且有效地控制了水患，效果显著。关键词：锚注加固；联合支护；效果1工作面概况某矿7214工作面位于第一水平四采区，北四采区上山右翼第二阶段，上部为7242工作面采空区，南边7243工作面正在回采。地面标高23.9624.5m，工作面标高-336.0-404.0m。工作面走向长740m，倾斜长140m；煤层为72煤，根据钻孔资料，72煤厚0.72.0m
2、，平均厚1.6m，含0.20.5m厚的夹矸，煤层赋存倾角25o。7244工作面构造较简单，未揭露断层，但顶板破碎，易冒顶；另根据矿井72煤层采掘资料，瓦斯涌出量大，属于高瓦斯煤层。水文地质条件较复杂，老顶砂岩裂隙水发育，采掘过程中顶板出现滴水、淋水、涌水现象，对掘进影响很大，最大涌水量为20m3/h，正常涌水量15m3/h。煤尘有爆炸危险煤层自自然发火倾向，地温高，地压大。巷道沿72煤层砂岩顶板掘进，如图1所示。从现场实际情况看，砂岩顶板岩层中间见软弱夹层，属砂岩泥岩互层，泥质程度较高；同时该砂岩顶板组分复杂，易风化变脆，在顶板微弱弯曲应力的作用下极易脆裂，顶板随即失去连续性和完整性。由于地压
3、较大，掘进期间围岩变形量十分强烈，特别是两帮移近量较大；从施工现场来看，煤层倾角偏大，偏软破碎，掘进期间高帮变形较大，片帮严重，围岩控制相对较困难。采用爆破掘进，断面高帮底角处要破帮破底，对煤帮维护特别是高帮的完整性不利，且直接底为泥岩，稳定性差，巷道局部地段顶板的淋水，局部地段顶、帮的渗水，使顶板和帮部围岩泥化严重，不仅降低了岩层自身的强度，进一步破坏了顶板岩层和煤帮的稳定性，同时泥化的软弱岩层膨胀变形加剧，锚固层逐渐失效，不利于巷道的维护。2巷道支护现状及存在问题1)该巷道原采用锚杆锚索联合支护、局部地段辅以矿用工字钢棚支护的方式，由于锚固长度不够，锚固区外岩层移动量大，致使巷道围岩整体向
4、巷内移动很大。2)锚索5m的间距太大，仅起到微弱的补强作用，对围岩初期的变形根本未起到抑制作用，只有顶部围岩离层移动后锚索才起到悬吊作用，支护作用明显滞后；高帮侧锚索太大的间距造成巷帮两锚索之间中部围岩控制作用“失空，煤岩体不协调变形导致锚杆受强烈的剪切破坏，帮角锚杆破断失效较普遍，进一步减弱了高帮的支护，形成锚固区煤体整体移动，变形量较大。顶、帮均有渗水，局部地段顶板有较大淋水，使巷道弱质岩层大量快速泥化，锚固逐渐失效，巷道围岩急剧膨胀变形，巷道断面收缩严重，多数地段甚至出现局部冒顶，严重威胁巷道的正常掘进。4)矿用工字钢梯形支架承载力较低，不能有效控制两帮煤体的快速移近，在掘进期间即形成倒
5、扎角，采用大断面预留变形时，顶梁跨度增加使支架的承载性能快速衰减，进一步降低了支护效果。目前的架棚施工工艺不能保证顶板三角区填实，棚梁接口结构不严不实，支架稳定性大大降低，顶梁约束小，两帮柱腿内扎时，梯形支架很容易失稳，导致垮棚。采用矿用工字钢对棚支护效果也不明显。5)锚杆和工字钢联合支护段，主要问题是刚度不匹配，不能同步协调承载。首先锚杆不能形成有效的初锚力，支护不及时，初期支护阻力偏低，因而不能有效控制初期的变形；其次，巷道围岩发生变形后，对工字钢形成压力，由于抗侧压能力极低，工字钢很快形成倒扎角，根本形不成有效的支护，因而对锚杆支护的作用很小或形不成加强支护效果，最终由于围岩变形过大，支
6、护失效。3合理支护参数设计根据该矿7：煤层的围岩条件和支护现状，经过对现场实际情况的分析研究，确定该工作面回采巷道采用锚注喷联合支护方案。巷道顶板采用6根M222400mm螺纹钢等强预拉力锚杆加4.1m长M4型钢带以及菱形金属网联合支护，高帮采用5根M222400mm螺纹钢等强预拉力锚杆加3.3m长M3型钢带及菱形金属网联合支护，每根锚杆采用2节Z2555型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间排距800mm800mm。低帮采用3根M202200mm螺纹钢等强预拉力锚杆加1.3m长M3型钢带及菱形金属网联合支护，每根锚杆采用2节Z2555型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距为600mm800mm。顶板每2排
7、锚杆布置2套距离巷帮1.0m高预应力锚索系统，钢绞线规格为18.24mm6.3m，垂直顶板方向再向外带15o20o；锚索间距18002000mm，排距为1600mm，采用1节K2555快速树脂药卷和3节Z2555中速树脂药卷加长锚固。高帮每2排锚杆布置2套高预应力锚索梁系统，钢绞线规格为18.24mm4.8m，梁采用1.3m长的M4型钢带，锚索穿过钢带眼孔，两锚索间距1000mm，排距为1600mm，上下锚索分别与水平方向成30o、-30o扎向巷帮顶底板；下锚索距巷帮底板0.5m；每孔采用1节K2555快速树脂药卷和3节Z2555中速树脂药卷加长锚固。在无水区喷3050mm混凝土防止煤岩体风化
8、潮解；在顶、帮潮解区喷70100mm混凝土；在顶、帮渗流区采用15mm钢管制成长3000mm的注浆锚杆进行煤岩层内部注浆：注浆孔直径为42mm，孔深3.5m；钢管伸入孔底端1.52.0m长度内错开钻孔，孔径由大逐渐变小，前端孔径为8mm，后端孔径为4mm；采用新型堵水材料马丽散，每孔注48桶，注浆时间每孔20min左右。4施工工艺及要求巷道顶板锚杆由巷道中部向两侧施工，巷道两帮锚杆由巷道上帮向下底角施工。施工工艺流程：钻巷道顶板中部锚杆孔装树脂药卷装组合好的锚杆搅拌药卷上紧锚杆螺母依次完成其他的顶板锚杆；准备安装帮锚杆钻帮锚杆孔装树脂药卷装组合好的锚杆上紧锚杆螺母依次完成其他的帮锚杆用风动扳手
9、上紧所有螺母用连同丝将金属网连好。为方便工序及快速施工安装，顶锚索滞后迎头施工58m，锚索施工工艺流程：打顶板眼送树脂药卷搅拌树脂拉钢绞线；注浆工艺：打注浆锚杆孔安装注浆锚杆喷70mm厚混凝土注底角孔注帮部孔注顶板孔。注浆采用自下而上、左右顺序作业的方式，注浆作业滞后迎头1020m进行。严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在-2020mm内；要保证钻孔平、直，不出现台阶，孔壁要清洁，钻孔完成后，应反复冲刷直至孔内出清水，不留煤岩粉；保证锚杆具有较高的初锚力；丝扣外露30mm，确保锚杆上紧时，仍留有丝扣；网应封闭顶帮岩煤体，金属网搭接长度为100mm，接扣间距50mm。锚索钻孔必须保证钻孔直径、锚索直
10、径、药卷直径合理匹配；保证钢绞线外露250300mm：钻头为27mm或28mm，钻孔要直；锚索钻孔施工完毕后，立即安装药卷，搅拌时间2030s，时间不要过长或过短，应保证药卷搅拌充分；锚索锚固段用一些细铁丝做成毛刺，成“型，同时在锚固段底部加挡环，辅以搅拌药卷，保证药卷的搅拌均匀到位。5矿压监测为了观测锚杆支护效果，研究支护参数的合理性，需设置相应的测站，对围岩外表位移、顶板离层状况、锚杆载荷进行观测。采用测杆或测枪测量巷道相对变形量,从而判断巷道的稳定性；每隔50m安装1个顶板离层指示仪，共安装15个，监测顶板稳定性；安装20个锚杆压力枕以监测锚杆强度是否适宜；采用扭力扳手检查锚杆安装质量。
11、6结论1)该矿复杂地质条件下采用锚注喷联合支护，以控制水患为核心，在高性能预拉力锚带网索根本支护的根底之上，配以另外两种支护技术手段，分步支护，内外兼治，到达治标又治本、治表又治里的最终目的；明显改善了巷道围岩的受力状态和巷道整体承载能力，有效地控制了巷道变形，确保了巷道的长期稳定，支护效果显著。2)喷射混凝土，不仅可以防止围岩外表风化，改善围岩外表性能，提高承载能力，而且在围岩中形成一定范围的非弹性变形区，使围岩的自支承能力得以充分发挥；另外，浆液封闭围岩外表后，顶板滴水和淋水现象减弱，大大改善施工现场作业环境；岩层内部注浆将岩层内的裂隙或破碎围岩胶结在一起形成完整岩体，提高围岩自身的承载能
12、力，另一方面，使顶板涌永失去通道，减小顶板滴水和淋水现象。3)减少了巷道维修费用，降低了事故的发生几率，提高了社会效益和经济效益。参考文献：1侯朝炯，郭宏亮.我国煤巷锚杆支护技术的开展方向J.煤炭学报，1996(2)：114-1182陆士良，汤雷，杨新安.锚杆锚固力与锚固技术M.北京：煤炭工业出版社，19983张礼斌.回采巷道软弱破碎围岩锚注加固支护技术实践J.煤矿开采，20226(2)：40-414何满潮，孙晓明中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南M.北京：科学出版社，2004内容总结1工作面顺槽围岩锚注加固技术的应用研究摘要：某矿针对7244工作面顺槽的围岩特点，在高性能预拉力锚带网索根
13、本支护的根底之上，配以另外两种支护技术手段，采用锚注喷联合支护方式，现场实践说明，该支护方式有效控制了巷道变形，增强了巷道支护的稳定性和完整性，而且有效地控制了水患，效果显著2为方便工序及快速施工安装，顶锚索滞后迎头施工58m，锚索施工工艺流程：打顶板眼送树脂药卷搅拌树脂拉钢绞线内容总结（1）工作面顺槽围岩锚注加固技术的应用研究摘要：某矿针对7244工作面顺槽的围岩特点，在高性能预拉力锚带网索根本支护的根底之上，配以另外两种支护技术手段，采用锚注喷联合支护方式，现场实践说明，该支护方式有效控制了巷道变形，增强了巷道支护的稳定性和完整性，而且有效地控制了水患，效果显著（2）每孔采用1节K2555快速树脂药卷和3节Z2555中速树脂药卷加长锚固9
工作面顺槽围岩锚注加固技术的应用研究
