[摘要] 通过对许疃煤矿83下轨道下山在软岩巷道掘进过程中遇到的技术难题进行研究，结合现场实际情况，提出了双锚网+锚索+钢带+喷浆+注浆的联合支护技术，特殊地段采用锚、网、架、喷+注浆联合支护形式，很好的控制了巷道的不利变形，为巷道快速掘进创造了有利的条件，为巷道的安全施工和快速掘进提供有利的技术保障，具有推广运用价值。[关键词] 软岩 双锚网 推广应用中图分类号： TD353 文献标识码：A 文章编号：0、前言随着煤炭的连续开采，我国煤炭开采正以10～20m/a的平均速度向深部发展。进入深部开采阶段以后，多数的岩层性质都接近于软岩。软岩巷道围岩变形具有以下几个特点：①软岩巷道围岩变形具有明显的时间效应。表现为初始变形速度很快，变形趋向稳定后仍以较大速度产生流变，持续时间长。②软岩巷道多表现为环向受压，且为非对称性。软岩巷道不仅顶板变形易冒落，底板也产生强烈底臌，并引发两帮破坏。③软岩巷道围岩变形随埋深增加而增大，存在一个软化临界深度，超过临界深度变形量急剧增大。④软岩巷道围岩变形在不同的应力作用下，具有明显的方向性。巷道自稳能力差，自稳时间短。在软弱围岩中施工巷道，掘进较容易，维护却极其困难。对于软岩巷道，目前国内多采用锚架注联合支护，虽然支护效果明显，但工程进度慢，巷道支护成本较高。因此，选择合理的支护方式是解决软弱围岩巷道的支护问题的关键。1、工程地质概况淮北矿业集团许疃煤矿83下轨道下山设计工程量为904m，上部通过车场与矿井-500水平南翼轨道大巷相接，下部通过回风联巷与83下回风下山相接，倾角10°，巷道设计断面为mm。施工过程中巷道将穿过SDF3 55～60°H=0～5m（正断层）、SDF4 45～55°H=0～10m（逆断层）、SDF76 40～45°H=0～12m（正断层）、FS1440～50°H=0～5m（逆断层）、FS15 40～50°H=0～10m（逆断层）五个断层。依据采区煤岩层综合柱状图可知，巷道老顶为细砂岩及粉砂岩，厚7.6m；直接顶为泥岩，厚4.0m；直接底为砂岩，厚5.0m。该巷道整体顺煤层施工，上部距82煤9～70m，平均28m。82煤平均厚度2.3m，83煤平均厚度0.7m，82、83煤层间距3m左右，在该段82、83煤局部缺失。2、支护方案（1）支护形式：采用锚、网、喷+锚、网、索、钢带、注浆的联合支护形式；特殊地段采用锚、网、架、喷+注浆联合支护形式。（2）支护参数：①一次支护： 锚、网、喷支护，金属网选用φ6.5mm冷拔带肋钢筋加工，规格为mm，网格100×100mm，采用自联式联接；选用M24 L=2400高强锚杆，间排距为800×800mm，矩形布置，喷度100mm。②二次支护：锚、索+钢带+喷浆支护，选用M24 L=3000高强锚杆，间排距为800×800mm，矩形布置；选用φ17.8mm L=6300mm锚索，间排距mm，锚索与锚杆间隔布置；选用φ6.5mm冷拔带肋钢筋加工的金属网，规格为mm，网格100×100mm，采用自联式联接；拱基线以上沿巷道走向方向铺设GDM200/3800型钢带，间距800mm，要求首尾相连；喷厚100mm。要求一次支护紧跟迎头，二次支护在移耙矸机后进行，但距迎头最远不得超过70m；注浆滞后迎头不超过100m。围岩注浆：注浆锚杆采用6′钢管加工，间排距mm，眼孔深2500mm，外露150mm。③岩石破碎、过断层、过煤层及淋水等特殊地段支护Ⅰ、锚、网： 金属网选用φ6.5mm冷拔带肋钢筋加工，规格为mm，网格100×100mm，采用自联式联接；选用M24 L=2400高强锚杆，间排距为800×800mm，矩形布置。Ⅱ、架棚：锚网支护完成后进行架棚，U形棚采用U29型钢加工，间距500mm，棚上铺设钢笆，钢笆选用φ10mm圆钢加工，孔距100×100mm，钢笆与巷道间用不燃性材料充填密实；喷厚150mm。Ⅲ、注浆：注浆管采用Φ25×2500mm中空波纹钢锚杆，间排距mm，在巷道断面内采用自下而上的方式依次进行。3、支护分析①双层锚网承载机理双层锚网将原本承载力较低的混凝土喷层变成钢筋混凝土碹，内层钢筋网的有效约束作用使得其内的混凝土从二向应力状态转化成三向压应力状态，导致碹体承载能力的大幅提高，同时由于锚杆（索）的作用，给碹体数个向外径向作用力，从而又将碹体的承载力在上述基础之上又提高3-5倍。同时双层锚网，使锚杆支护间排距减少，相当于加密了锚杆支护作用，加大改善了围岩应力状态，提高了巷道自稳能力。内层钢筋的有效约束作用基本上消除了混凝土炸皮、开裂现象，从而保证了混凝土喷层结构的完整性，进而保证了混凝土碹体的整体承载能力。碹体承载力的提高，有效约束了松动圈的扩展，对提高松动圈承载能力、降低围岩的应力集中程度均有较大的积极作用。第二次锚网索间隔第一次锚网一段时间，起到了“先强后让再补强”的支护效果，即有效释放围岩弹性能的同时，较大限度地控制松动圈的扩展，通过补强抑制松动圈的发展，维护巷道的稳定，同时在合适的部位给松动圈一定数量的方向向外的径向力的作用，用以平衡松动圈外围巨大压力的作用。②顶板锚索加固机理可以减少顶板深部岩层的离层量，对防止冒顶、维护围岩整体结构的稳定性具有很大作用。③围岩注浆加固机理注浆加固使破碎围岩形成一个整体，给深部围岩提供一个较大的径向约束，改善巷道围岩应力状况，从而控制围岩变形。④金属支架加固作用岩石破碎、过断层、过煤层及淋水等特殊地段的巷道围岩松动圈较大，导致锚杆的锚固力下降，不宜采用锚杆支护。U型棚是巷道围岩条件较差时的主要支护形式。支架承受点载荷及偏心载荷是支架实际承载能力的主要因素。对支架进行良好的壁后充填是提高支架承载能力的有效措施。在同一软岩动压巷道内U型钢可缩性支架的实际承载能力可提高3～5倍，对架棚段巷道进行浅孔低压注浆能起到壁后充填作用。4、矿压监测为了观测锚杆支护效果，研究支护参数的现实合理性，需设置相应的测站，对围岩表面位移进行观测。观测内容为：巷道表面位移、巷道围岩内部移动、围岩结构及状态监测、螺母拧紧力矩。原则上锚杆支护参数改变时便设测站观测上述各项内容，顶板离层观测每隔30～50m在巷道设一个观测站，采用“十字布点法”进行巷道表面位移观测，特殊地段测站加密并加设围岩内部位移及围岩结构及状态观测。矿有关部门每周观测一次。当巷道的顶底板移近量（或两帮移近量）达100mm时，应对巷道进行注浆加固，同时加大测站的密度及观测的频度。根据观测资料调整注浆支护参数。5、结束语通过对许疃煤矿83下采区轨道下山在软弱围岩快速掘进情况下的支护技术的研究，提出了采用锚、网、喷+锚、网、索、钢带、注浆的联合支护形式，特殊地段采用锚、网、架、喷+注浆联合支护形式，从现场的支护效果来看，该支护方案在有效控制围岩的前提下，以较小的投入取得了理想的支护效果，同时提高了掘进速度。从后期的矿压监测来看，该支护技术的应用，大大减小了巷道的变形和底鼓，满足安全生产的要求，同时避免了后期巷道的维修所带来的不便。实践证明，该项支护技术所选用的支护形式和设计参数是合理的，能够满足安全生产的需要，在同类软岩条件下巷道的快速掘进中能够推广运用。作者简介：董明照（1983—），男，山东省滨州市人，2009年7月毕业于山东科技大学，助理工程师。现在淮北矿业（集团）有限责任公司许疃煤矿技术科设计组工作。
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核心提示：巷道支护设计实现定量决策的关键所在。当支护型式确定以后，参数设计正确与否，直接影响到支护效果和经济效益。当支护参数所提供的支护强度不够，即使支护型式是合理的，也可能控制不住巷道围岩的严重变形和破坏，最终导致巷道不得不翻修，影响正常生产和经济效益；当支护参数设计得过于保守，虽然能保证巷道在服务期间的稳定状况，但支护成本必然偏高。因此，科学地寻找支护参数设计在安全和经济这两方面之间的最佳点，对安全生产和经济效益的意义是显而易见的。
&支护参数设计是巷道支护设计实现定量决策的关键所在。当支护型式确定以后，参数设计正确与否，直接影响到支护效果和经济效益。当支护参数所提供的支护强度不够，即使支护型式是合理的，也可能控制不住巷道围岩的严重变形和破坏，最终导致巷道不得不翻修，影响正常生产和经济效益；当支护参数设计得过于保守，虽然能保证巷道在服务期间的稳定状况，但支护成本必然偏高。因此，科学地寻找支护参数设计在安全和经济这两方面之间的最佳点，对安全生产和经济效益的意义是显而易见的。
锚网索联合支护形式作为一种先进的支护型式越来越多地在采准巷道支护中得到了应用。随着近代岩石力学的发展，锚杆作用机理和设计方法有了越来越深厚的基础，锚杆支护设计方法可以从经验、半经验方法逐渐成为建立在不同条件下不同支护机理基础之上的科学方法。
1．悬吊机制及其围岩条件（图1）：在层状岩体中，锚杆将下部不稳定岩层悬吊在上部稳固的岩层上，锚杆承受的载荷为下部不稳定岩层的重量。最典型的情况是顶板上部1-1.8m处有一厚层（2m以下）坚固岩层，下部为较完整的层状较弱岩层。若没有上述坚固岩层，也可用免压拱高或破碎带高度以外的非破碎稳定带概念代替。
2．组合梁机制及其围岩条件：在没有坚硬厚层的薄状岩层中，通过锚杆的预拉应力，将视为叠合梁的各薄层挤紧，提高其自撑能力。杆体承受岩层错动趋势所产生的剪应力。组合梁与叠合梁相比，应力减小（n-1）倍，挠度减小（n2
1 锚杆悬吊机制
2 组合梁机制
3 三铰拱机制
4 组合拱机制
三铰拱（楔固、紧固）机制及其围岩条件：在被裂隙切割的块状围岩中，锚杆将危石悬吊，彼此挤紧，形成类似三铰拱的稳定结构，不但使岩块不掉落，而且加固成能承受载荷的整体结构。
组合拱（均匀压缩拱）机制及其围岩条件：采用点锚固形式的锚杆的预拉应力可以形成以锚杆两端为顶点的算盘珠式的压缩区。若把锚杆以适当的间距沿拱形断面系统安装，则可在巷道周围形成连续的均匀压缩带作为承载结构并将应力向两帮深部围岩传递，其承载能力决定于锚杆长度与间距、预拉应力。
5 &普氏免压拱理论：由于目前放顶煤工作面越来越多，回采巷道顶板为煤体，其冒落形状为拱形，按照普氏免压拱理论，如图5所示，巷道两帮的破坏范围为：
图5 巷道围岩破坏范围示意图
式中： kc&&巷道周边挤压应力集中系数，
&&&岩石平均体密度， KN/m3；
&&&采动影响系数，；
&&埋深， m；
&m &&顶煤单向抗压强度， Mpa；
&&&顶煤内摩擦角，；
h&&巷道高度，m
顶板最大松动范围可按下式预计：
&&&&&&&&&&&&&&&
fm&&顶煤坚固性系数，；
&&巷道宽度，m 。
锚杆参数计算：巷道围岩的顶、底、帮之间的变形与破坏具有明显的协同性和关联性，因而支护参数的确定必须系统的考虑对围岩的加固优化。
5.1 锚杆长度计算
如上图所示，对两帮的加固，可以取在破坏范围的2/3处，即合力作用点所处位置，作为两帮支护长度的下限，而全部破坏范围作为支护的上限，因此，两帮锚杆有效范围长度；
l下限=2C/3
（l下限＋l上限）／２
考虑外露长度0.2 m
&(b)顶锚杆
同样，沿着支护合力作用点为端点形成的拱高b1作为顶板锚杆支护的下限，顶板在支护条件下全松动范围拱高作为支护的上限，故顶板锚杆有效锚固长度；
l顶=b1~b=(L/2+2C/3)/f~(L/2+C)/f
另外需要考虑外露长度0.2m
l顶=(b1+b)/2+0.2
5.2 锚杆间距
顶板锚杆数量应满足以下两个条件；一是能承受拱内岩重；二是杆体抗剪强度能满足要求。
(a)平衡拱内岩重所需的锚杆间距S1
平衡拱内岩重所需的锚杆间距S1可按下式计算：
T&&&锚杆的实际锚固力，KN；
&&& K1&&&安全系数；
&&& &&&&煤的体积密度，KN/m3；
&& (b) 校核杆体抗剪强度所需锚杆间距S2
& 杆体抗剪强度所需锚杆间距S2可按下式计算：
&&&&&&&&&&&&&&&&
d&&锚杆直径， mm；
&&&锚杆抗剪强度，Mpa；
k2&&顶板抗剪安全系数，取5；
&&分层间摩擦系数；
取S1、S2的最小值作为顶板锚杆支护间距：
&&&&&&&&&&&&&&&&
S=min{S1,S2}
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