B050202 大倾角、高地压、“三软” 煤层巷道的新型预应力锚杆支护技术.doc

大倾角、高地压“三软” 煤层巷道的新型预拉力锚杆支护技术张连福1 邢新会1 周学宾2【1-淮北矿业（集团）公司桃园煤矿 2-中国矿业大学】摘 要 桃园煤矿72#煤层属大倾角、高地压的“三软” 煤层，煤巷围岩变形量大，维护量大，支护十分困难，难以满足安全生产的要求。采用新型高强度预应力锚杆支护技术后，基本满足了生产需要。关键词 大倾角、高地压 “三软”煤层 预应力锚杆支护1 概 况桃园煤矿7241工作面位于北四采区左翼，属一阶段72#煤的第一个工作面。开采深度为335390m，煤厚1.22.4m，局部中间含0.20.4m泥质夹矸。煤层倾角平均为30°，煤的坚固性系数f值为0.51，煤层自稳定性能差。72#煤层直接顶为厚层浅灰色泥岩，含砂质成分，厚2.22m。直接顶整体较好，但局部富含草帽顶。顶板淋水大，泥岩遇水膨胀。老顶为中粒砂岩，厚1.45.0m，平均3.2m，灰白色，岩性较硬，但裂隙发育。往上为2.05m厚的灰黑色粉砂岩或泥岩。再往上为厚0.8m的71#煤，黑色，粉状，煤质较好。直接底为3.12m厚的灰色泥岩，遇水易膨胀，浸水后变稀泥。由于顶、底板岩层均含有裂隙，水导致泥岩膨胀变形，且随暴露时间的延长强度逐渐降低。所以72#煤层是典型的大倾角、高地压的“三软”煤层。7241工作面回风巷沿顶板掘进，宽3.2m、高（巷中）2.2m。原来巷道采用传统的工字钢梯形棚支护，梁腿长均为2.4m，棚距0.6m。由于巷道压力大，支架很快变形，两帮移近量高达1.5m、顶底板移近量高达0.8m，被迫前掘后修。由此造成巷道修复工程量非常大，严重威胁安全生产，影响工作面正常接替。而传统的锚杆支护也不能适应桃园矿高地压、大变形的复杂地质条件。我们成功采用了高强预拉力锚杆支护技术，对于桃园矿的安全生产具有重要的现实意义。2 高强预拉力锚杆支护体系的特点2.1 高强预拉力锚杆这种锚杆的杆体采用20MnSi左旋无纵筋专用螺纹钢，其屈服强度大于340MPa。锚杆安装时要求树脂锚固剂搅拌后必须充填密实，才能使树脂对锚杆杆体的握裹力、孔壁与树脂的粘结力达到最大，由此产生非常大的锚固力。应采用表面结构为左旋无纵筋的专用螺纹钢，注意优化横肋高度、角度、厚度及间距等参数，以保证搅拌阻力低、粘接性能好。采用内销钉式扭矩螺母。它的扭矩非常稳定。销钉为铁丝材料，比杆体材料软，销钉被切断后不伤丝扣，不增加螺母与杆体之间的摩擦阻力。再者，它的加工简单，配合凹形球垫和塑料减摩垫圈，使用效果良好。2.2 M型钢带及其配套托盘W型钢带和平钢带厚度较薄，抗撕裂性能差，尤其在高压力作用下，锚杆托盘边缘非常容易压入钢带，造成钢带剪切破坏，进而导致钢带撕裂。因此我们采用了M4型钢带。为M4型钢带设计的专用托盘，保证了托盘与钢带之间更加紧密贴合，提高了托盘与钢带之间的摩擦力，减少了当顶板来压时托盘和钢带之间错动而对锚杆产生的剪切破坏，使钢带、托盘、锚杆三者成为一个更加统一的整体。2.3 提高锚杆预拉力的措施高强预拉力支护体系通过一定的手段提高了锚杆预拉力，增强锚固效果。锚杆预拉力是锚杆支护系统中非常关键的参数之一。锚杆的预拉力主要通过拧紧螺母获得，影响锚杆预拉力的因素主要有两个：其一是拧紧力矩M，M越大就越能实现较高的预拉力，这主要取决于安装机具的输出力矩；其二是螺母与托盘之间的摩擦力f，f越大，克服f需消耗的M越多，锚杆预拉力也就越低。因此，通过采用以下手段可以使该种锚杆很容易地获得较高的预拉力，提高锚固效果。提高安装机具的拧紧力矩M安装机具输出拧紧力矩的大小是决定锚杆预应力高低的关键。现在我国锚杆钻孔和安装普遍采用单体锚杆钻机，输出扭矩难以满足提高预拉力的要求。国内也有通过采用高扭矩的冲击式风扳机来达到提高预拉力的目的。我们采用的是国内比较先进的MQT-100C型液压锚杆专用机组，一泵两机，输出扭矩为100N·m。采取减摩措施，降低摩擦阻力f施加预拉力到一定值后，螺母与托盘之间的摩擦阻力已经非常大，使锚杆钻机的扭矩大部分消耗在克服摩擦力上，无法化为杆体上的预拉力。要满足设计预拉力要求，必须在螺母与托盘之间加一个金属垫圈和一个塑料垫圈，可以极大降低摩擦阻力，达到“润滑”目的。锚杆预拉力F与扭矩M的关系曲线见图1图1 fM关系曲线3 支护参数设计采用数据模仿方法确定7241工作面回风巷的支护参数。巷道顶板采用5根高强预拉力锚杆配合M4型钢带（长3400mm）和菱形金属网支护。锚杆直径为20mm、长2200mm，间排距为800×800（mm）。每根锚杆用二卷Z2360型中速树脂锚固剂卷加长锚固，锚固段长1200mm。巷道上帮采用5根高强预拉力锚杆配合2型轻型钢带和金属网支护。锚杆规格和锚固方式同顶板锚杆一样，间排距为600×800（mm）。巷道下帮采用3根高强预拉力锚杆配合2型轻型钢带和金属网支护。锚杆直径为18mm、长1800mm，间排距为800×800（mm）。每根锚杆用二卷Z2360型中速树脂锚固剂卷加长锚固。顶板锚杆设计扭矩为100N·m，帮锚杆设计扭矩为60N·m。巷道每隔3.2m采用长4.3m的锚索加强支护，每根锚索用三卷Z2360型中速树脂锚固剂卷锚固。1-锚杆 ；2-钢带 ；3-锚索图2 巷道支护平剖面示意图4 支护效果在7241工作面回风巷掘进期间对围岩表面变形、锚杆受力等进行了观测。观测数据经过整理后绘制出关系曲线见图3。3个月的观测结果表明，顶底板累计移近量最大为495mm、最小为380mm，其中顶板下沉量最大为210mm、最小为160mm。两帮移近量大于顶底板移近量。两帮累计移近量最大达到645mm，最大变形一般在掘后912天内。底臌量最大为285mm、最小为220mm。顶板中部锚杆荷载一般大于100kN，上帮锚杆荷载一般为5060kN，下帮锚杆荷载一般为4550kN，基本满足了生产的需要，支护效果好。图3 巷道围岩位移量及位移速度曲线5 几点体会实践证明，桃园煤矿大倾角、高地压“三软” 煤层采用新型预拉力锚杆支护在技术上是可行的，基本上满足了安全和生产的需要。虽然掘进速度和架棚支护时的相比相差不大，但用架棚支护巷道从掘进到回采要维修多次，维修的工程量和难度都非常大，集中表现为安全性能差，容易造成安全事故。而采用高强预拉力锚杆则相对减小了维护的工程量和难度，还减轻了工人劳动强度，安全环境得以改善。通过对运输、回风二巷道支护效果的观察发现，局部围岩破碎、淋水及顶板岩石风化等强度较低的巷道出现变形量大，上帮底部锚杆断裂，上帮整体位移。这说明在这些更加复杂的围岩条件下支护还需要进一步优化、改进。一方面应更进一步增强整体支护强度（特别是高度较大的上帮），另一方面要积极创造有利于卸压的环境，以达到既让压又控制变形量的支护目的。煤巷采用锚杆支护技术是支护改革的重点之一，但锚杆支护不是万能的，不能简单地认为可以解决井下掘进支护的所有问题。要因地制宜，研究、发展以锚杆为主的多种形式的联合支护技术。这需要一个艰难的探索和实践的历程。参考文献1候朝炯、郭励生、勾攀峰.煤巷锚杆支护.徐州：中国矿业大学出版社，1999.2柏建彪、候朝炯.复合顶板及软煤层巷道支护技术研究.岩石力学与工程学报，2001，20（1）.第一作者简介 张连福 男 ，964年出生，1987年毕业于焦作矿业学院。现任桃园煤矿总工程师，高级工程师。已发表论文十几篇。邮政编码：234116（收稿日期：2005-01-17；责任编辑：胡 林）