蘇迎江 范宗乾

摘 要：鄭溝灣礦1107工作面為典型復(fù)合頂板巷道，在工作面巷道掘進(jìn)及開采過程中面臨頂板極易離層、冒落，兩幫移近、片幫及整體下沉，傳統(tǒng)支護(hù)方式難以維穩(wěn)等問題，本文分析了鄭溝灣礦1107工作面復(fù)合頂板變形破壞的主要原因，研究錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)，計(jì)算了適應(yīng)于工作面的巷道支護(hù)參數(shù)、預(yù)緊力等，有效減少了巷道圍巖變形，為巷道圍巖的穩(wěn)定提供了技術(shù)支持與保障。

關(guān)鍵詞：復(fù)合頂板 變形破壞 錨桿支護(hù) 預(yù)緊力

中圖分類號(hào)：TD325 文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼：A 文章編號(hào)：1672-3791（2014）02（a）-0143-02

1 工作面概況

1107工作面位于11采區(qū)運(yùn)輸上山西側(cè)，北部為1109工作面采空區(qū)，南部為未采煤體。1107工作面為1106工作面的接替面，其煤層柱狀圖如圖1所示。

2 復(fù)合頂板分析

2.1 面臨問題

經(jīng)實(shí)際勘測(cè)及地質(zhì)情況分析1107工作面巷道圍巖差異性大，為非均質(zhì)層狀賦存[1]是典型復(fù)合頂板構(gòu)造，開采過程中面臨以下問題。

（1）頂板極易離層、冒落，難以形成承載結(jié)構(gòu)。

（2）強(qiáng)烈的兩幫移近、片幫及整體下沉。

（3）傳統(tǒng)支護(hù)方式，如工字鋼支架、U型鋼可縮支架支護(hù)較長(zhǎng)時(shí)間內(nèi)難以趨于穩(wěn)定，變形量大。

2.2 復(fù)合頂板破壞原因分析

（1）偽頂厚度較大（1.2～1.9 m），頂板弱、夾層硬，受采礦活動(dòng)所引起的應(yīng)力集中和應(yīng)力重分布的影響，發(fā)生屈曲破壞[2]。

（2）復(fù)合頂板各巖層的節(jié)理裂隙發(fā)育[3]，造成頂板自承能力降低。

（3）錨桿的主動(dòng)支護(hù)作用較差，采用木托盤，錨桿沒有達(dá)到規(guī)定的預(yù)緊力。

（4）復(fù)合頂板的初期離層量和變形量較大，頂板的穩(wěn)定性持續(xù)惡化，且各巖層間黏結(jié)力較弱甚至無黏結(jié)力[4]，頂板迅速離層、下沉，并逐步向頂板深部擴(kuò)展[5]，最終導(dǎo)致復(fù)合頂板的大變形以至破壞。

3 支護(hù)設(shè)計(jì)

針對(duì)1107工作面復(fù)合頂板巷道變形破壞原因設(shè)計(jì)錨桿支護(hù)參數(shù)：

（1）巷道錨桿支護(hù)參數(shù)計(jì)算錨桿長(zhǎng)度計(jì)算。

L=L1+L2+L3

式中：

L1為錨桿外露長(zhǎng)度，取0.1 m；

L2為錨桿有效長(zhǎng)度，取1.1 m；

L3為錨固段長(zhǎng)度，取0.5 m；

計(jì)算得L==1.7 m。

錨桿直徑確定：

式中：a為錨桿桿體直徑；

Q為錨桿設(shè)計(jì)錨固力，取75kN；

Qt為桿體材料抗拉強(qiáng)度，取375 MPA：

計(jì)算得a=15.89 mm，即錨桿直徑取16 mm。

錨桿間、排距確定：

a為錨桿排、間距；

K為錨桿安全系數(shù)，K=1.7；

Y為巖石容重，Y=22.45 kN/m3；

L2為錨桿有效長(zhǎng)度，L2=1.2～1.9 m；

Q為錨桿設(shè)計(jì)錨固力，Q=75 kN；

（2）預(yù)緊力的計(jì)算。

懸吊巖石重量M；

M=a*h*Y

a為錨桿間、排距；

h為（懸吊巖石）偽頂厚度 h=1.2 m～1.9 m；

Y為巖石容重，Y=22.45 kN/m3；

預(yù)緊力為懸吊巖石重量的1.2倍。

在錨桿間排距為1 m×1 m時(shí)，懸吊巖石重量：

當(dāng)偽頂厚度為1.2 m時(shí)，M=a*h*Y =26.94 kN。

當(dāng)偽頂厚度為1.9 m時(shí)M=a*h*Y= =42.66 kN。

在錨桿間排距為1 m×1 m時(shí)，預(yù)緊力：

當(dāng)偽頂厚度為1.2 m時(shí)，預(yù)緊力F== 32.33 kN，此時(shí)預(yù)緊力至少要求達(dá)到33kN，即3.3 t。

當(dāng)偽頂厚度為1.9 m時(shí)，預(yù)緊力F== 51.19 kN，此時(shí)預(yù)緊力至少要求達(dá)到52KN，即5.2 t。

通過以上計(jì)算預(yù)緊力不得小于5.2 t，扭矩不得小于140 N·m。

4 工程實(shí)踐

對(duì)1107工作面順槽（回風(fēng)順槽、運(yùn)輸順槽），進(jìn)行破頂支護(hù)，放掉0.8 m的偽頂（不同地段放掉的偽頂厚度根據(jù)復(fù)合頂板上部第一分界層情況來確定），全錨桿支護(hù)。錨桿：φ16×2200 mm，錨桿間距1.0 m，錨桿排距1.0 m，鐵托盤：150 mm ×150 mm×8 mm，鋼筋網(wǎng)100 mm×100 mm。巷道成巷后，只需加強(qiáng)監(jiān)測(cè)，在圍巖變形嚴(yán)重的局部區(qū)域，做特殊的聯(lián)合支護(hù)，進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)加固。順槽支護(hù)布置如圖2、圖3所示。

5 結(jié)論

復(fù)合頂板的變形破壞主要是由于支護(hù)不力導(dǎo)致頂板初期離層量和下沉量較大，頂板的穩(wěn)定性惡化，加之復(fù)合頂板各巖層節(jié)理裂隙發(fā)育，風(fēng)化、遇水膨脹，導(dǎo)致復(fù)合頂板破壞。選擇合理的錨桿支護(hù)參數(shù)、預(yù)緊力可有效提高復(fù)合頂板的強(qiáng)度和剛度，控制復(fù)合頂板離層，本文由復(fù)合頂板破斷原因入手，設(shè)計(jì)了錨桿支護(hù)參數(shù)及布置方式，在鄭溝灣礦1107工作面的圍巖控制中取得了良好的效果。

參考文獻(xiàn)

[1] 柏建彪，侯朝炯.復(fù)合頂板極軟煤層巷道錨桿支護(hù)技術(shù)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2001（1）.

[2] 宮顯斌.復(fù)合頂板條件下煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)[J].煤炭科學(xué)技術(shù)，2000，17（10）：7-9.

[3] 史元偉.采煤工作面圍巖控制原理和技術(shù)[M].徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，2003.

[4] 侯朝炯，郭勵(lì)生.煤巷錨桿支護(hù)[M].徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，1999.

[5] 李英明.影響煤巷錨桿支護(hù)初錨力的主要技術(shù)因素分析[J].煤礦開采，2005，10（4）：45-48.