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【摘 要】下石节煤矿950水平人车场采用锚网索喷注高强度支护技术。在施工期间，总结原来支护工艺的弊端，汲取新的支护理念，针对原来锚网索喷注联合支护工艺，对原支护工艺进行改革，确保了巷道的稳定性。通过在950水平人车场掘进中的实践应用和实际观测，近一年来没有出现网片开裂及帮部剧烈变形现象，支护作用明显提高，具有良好的应用推广前景。
【关键词】高强度；锚网索喷注；支护技术；实践
下石节井田地处陕北（黄陇）侏罗纪煤田焦坪矿区西南部，鄂尓多斯台向斜的南缘。范围东止荒草弯—上石节一线煤层露头，西到断头川北侧4—2#煤零点边界线，南与陈家山井田接壤，北与崔家沟井田隔七木桥背斜相望，井田走向长4.0km，倾斜宽3.3km，面积约13.2km2。煤系地层为倾向北西的单斜构造，共含煤1#、2#、3#、4#、4-2#五层煤，分属中侏罗系直罗群及下侏罗系延安群。4-2#煤为主采煤层，3#煤局部可采。4-2#煤层单斜构造，煤层稳定，较坚硬，普氏硬度系数?=1.5-2.0，属特厚易燃煤层。煤层倾角5°-24°，由浅到深部倾角逐渐变小，煤层厚度平均10-12m，最厚34m。
1.工程概况
1.1工程概况
950水平人车场布置在4-2#煤层底板岩层中，底板岩性为碳质泥岩、根土岩、花斑泥岩，厚0.1-19m，一般厚4-8m，疏松、质软、易碎、遇水易膨胀变形，属于Ⅳ类底板。设计工程量200m，工期3个月。
2.工艺流程
2.1断面尺寸（表1）
2.2支护工艺流程
950水平人车场采用EBZ—200Hi型岩巷掘进机施工。施工工艺为：掘进机一次成巷→初喷（厚度50mm）找平→一次锚网支护（桁架钢带沿周向布置）→一次锚索支护（顶板锚索沿周向布置，帮部不布置）→预留注浆锚杆（外露300mm）→一次复喷（厚度100mm）→注浆→二次锚网支护（桁架钢带沿走向布置）→二次复喷（厚度50mm，以盖住钢筋网片为宜）→二次锚索支护（顶板锚索沿走向布置，帮部与底板45°斜立布置）。
3.支护技术改革
3.1改革前支护状况
采用1×10m铁丝网及φ14×850mm圆钢钢带进行护表支护；采用φ20×2250mm螺纹钢锚杆配用1节Z2360型树脂进行永久支护；使用φ17.8×6200mm强力钢绞线配用3节Z2360型树脂结合3m两孔18#槽钢进行深层支护。
3.2原支护工艺的缺点
1、铁丝网进行护表支护时，因铁丝网伸缩性好，刚性差，易于产生网包，出现裂口；
2、φ14×850mm圆钢钢带进行护表支护时，因自身结构的单一性和不稳定性，造成钢带未产生护表作用和被压断现象，带来一系列的支护不稳定性；
3、使用φ20×2250mm螺纹钢锚杆配用1节Z2360型树脂进行永久支护，因我矿矿井巷道压力大，围岩破碎，随巷道的来压，松动圈逐渐变大，松动圈范围超过锚杆锚固深度，形成巷道局部范围内的整体变形（顶板下沉、帮鼓等）；
4、使用两眼18#槽钢锚索托梁进行支护时，槽钢锚固点处锚固效果较好，但是松软煤层受压后，锚固点之间巷壁压出，造成托梁中间外鼓，影响巷道的有效使用面积。
3.3项目改革后的支护状况
采用1×2m钢筋网片及钢筋梯子梁进行护表支护；采用φ22×2500mm、φ22×3000mm螺纹钢锚杆配用2节Z2360型树脂分两次进行永久支护；使用φ21.8×9000mm强力钢绞线配用4节Z2360型树脂结合3m×18#三孔槽钢进行深层支护；同时结合巷道围岩实际状况进行注浆确保巷道的稳定性。
3.4新支护工艺的优点
1、钢筋网片具有较高抗拉力及不伸缩性，大大提高了护表支护的强度，同时更好控制网包的出现；
2、梯子梁钢带由两个并列的梁和连接两梁的若干筋组构成，解决原用钢带结构单一，强度低，容易断裂的问题，更好的控制网片的压茬及网片联网处支护薄弱的问题；
3、使用φ22×2500mm、φ22×3000mm螺纹钢锚杆配用2节Z2360型树脂分两次进行永久支护，大大提高了全断面的支护强度，在两次支护的情况下，能避免因某个锚固点的失效造成的锚固圈的不稳定，进一步确保支护的有效，实施两次支护工艺时，在支护前后及两次支护间进行喷浆护表支护，更好的确保支护封闭的完整性，在随之进行的注浆作业中有效地防止了漏浆，同时根据实际对注浆锚杆的施工进行改革，加大注浆锚杆的间排距，有效的防治因间排距较小而造成的相互凝固影响，并大大减少注浆锚杆的使用，节约材料费用；
4、使用φ21.8×9000mm强力钢绞线配用4节Z2360型树脂结合3m18#三孔槽钢进行深层支护，加大锚固点深度及锚固长度来确保单一锚固的可靠性，更有效的避开围岩松动圈，三眼槽钢是在托梁中部增加一个锚固点，将会使托梁变形量大大减小，有效地治理顶板压力和帮部变形；
5、采用全断面注浆，注浆后浆液将松散破碎的围岩胶结成整体，即把原岩体内存在的裂隙注入高强度浆液后形成强筋骨，从而提高了岩体自身强度，有效地改变岩体的力学物理性质，实现利用围岩本身作为支护结构的一部分，充分调动围岩的自承能力。
4.应用效果和推广前景
4.1项目改革后的支护状况
950水平人车场现使用改革后支护工艺施工200m，实施一年以来来，根据观测没有出现一处网片开裂及帮部剧烈变形现象，支护作用明显提高。（详见附图5-9）支护工艺改革前，950轨道石门及950轨道石门各类硐室每年就要进行集中维修2-3次，原每年的支护成本与维修人工机械费用平均22932.5元/米，在支护工艺后改革后，目前仅投入费用12152元/米，该段巷道至今（12個月）未进行维护，节约资金10780.5元/m，根据巷道目前支护情况，预计2年内不再维修，预计可节约资金215.6万元。
由此看来，支护工艺改革是成功有效的。总体上降低了巷道的返修率，单位时间内的总投资成本大幅度降低，特别是对于围岩状况较差的巷道，现支护工艺的实施，其使用周期提高为原来的3倍，大大节约了返修的材料和人工费用投入，同时有效的控制了围岩变形量，减少维修对矿井的生产影响。改革后的支护工艺能达到较好的应用效果，具有很大的推广前景。
参考文献
[1]韩瑞.复合顶板大断面巷道支护技术研究和实施[J].中州煤炭，2009（3）
[2]王立功.复合顶板下煤巷锚杆综合优化支护技术[J].能源技术与管理，2009（3）
李文辉（1962-），男，山东莘县，研究生学历，采矿工程师、高级经济师职称，现任陕西陕煤铜川矿业有限公司下石节煤矿矿长。
【关键词】高强度；锚网索喷注；支护技术；实践
下石节井田地处陕北（黄陇）侏罗纪煤田焦坪矿区西南部，鄂尓多斯台向斜的南缘。范围东止荒草弯—上石节一线煤层露头，西到断头川北侧4—2#煤零点边界线，南与陈家山井田接壤，北与崔家沟井田隔七木桥背斜相望，井田走向长4.0km，倾斜宽3.3km，面积约13.2km2。煤系地层为倾向北西的单斜构造，共含煤1#、2#、3#、4#、4-2#五层煤，分属中侏罗系直罗群及下侏罗系延安群。4-2#煤为主采煤层，3#煤局部可采。4-2#煤层单斜构造，煤层稳定，较坚硬，普氏硬度系数?=1.5-2.0，属特厚易燃煤层。煤层倾角5°-24°，由浅到深部倾角逐渐变小，煤层厚度平均10-12m，最厚34m。
1.工程概况
1.1工程概况
950水平人车场布置在4-2#煤层底板岩层中，底板岩性为碳质泥岩、根土岩、花斑泥岩，厚0.1-19m，一般厚4-8m，疏松、质软、易碎、遇水易膨胀变形，属于Ⅳ类底板。设计工程量200m，工期3个月。
2.工艺流程
2.1断面尺寸（表1）
2.2支护工艺流程
950水平人车场采用EBZ—200Hi型岩巷掘进机施工。施工工艺为：掘进机一次成巷→初喷（厚度50mm）找平→一次锚网支护（桁架钢带沿周向布置）→一次锚索支护（顶板锚索沿周向布置，帮部不布置）→预留注浆锚杆（外露300mm）→一次复喷（厚度100mm）→注浆→二次锚网支护（桁架钢带沿走向布置）→二次复喷（厚度50mm，以盖住钢筋网片为宜）→二次锚索支护（顶板锚索沿走向布置，帮部与底板45°斜立布置）。
3.支护技术改革
3.1改革前支护状况
采用1×10m铁丝网及φ14×850mm圆钢钢带进行护表支护；采用φ20×2250mm螺纹钢锚杆配用1节Z2360型树脂进行永久支护；使用φ17.8×6200mm强力钢绞线配用3节Z2360型树脂结合3m两孔18#槽钢进行深层支护。
3.2原支护工艺的缺点
1、铁丝网进行护表支护时，因铁丝网伸缩性好，刚性差，易于产生网包，出现裂口；
2、φ14×850mm圆钢钢带进行护表支护时，因自身结构的单一性和不稳定性，造成钢带未产生护表作用和被压断现象，带来一系列的支护不稳定性；
3、使用φ20×2250mm螺纹钢锚杆配用1节Z2360型树脂进行永久支护，因我矿矿井巷道压力大，围岩破碎，随巷道的来压，松动圈逐渐变大，松动圈范围超过锚杆锚固深度，形成巷道局部范围内的整体变形（顶板下沉、帮鼓等）；
4、使用两眼18#槽钢锚索托梁进行支护时，槽钢锚固点处锚固效果较好，但是松软煤层受压后，锚固点之间巷壁压出，造成托梁中间外鼓，影响巷道的有效使用面积。
3.3项目改革后的支护状况
采用1×2m钢筋网片及钢筋梯子梁进行护表支护；采用φ22×2500mm、φ22×3000mm螺纹钢锚杆配用2节Z2360型树脂分两次进行永久支护；使用φ21.8×9000mm强力钢绞线配用4节Z2360型树脂结合3m×18#三孔槽钢进行深层支护；同时结合巷道围岩实际状况进行注浆确保巷道的稳定性。
3.4新支护工艺的优点
1、钢筋网片具有较高抗拉力及不伸缩性，大大提高了护表支护的强度，同时更好控制网包的出现；
2、梯子梁钢带由两个并列的梁和连接两梁的若干筋组构成，解决原用钢带结构单一，强度低，容易断裂的问题，更好的控制网片的压茬及网片联网处支护薄弱的问题；
3、使用φ22×2500mm、φ22×3000mm螺纹钢锚杆配用2节Z2360型树脂分两次进行永久支护，大大提高了全断面的支护强度，在两次支护的情况下，能避免因某个锚固点的失效造成的锚固圈的不稳定，进一步确保支护的有效，实施两次支护工艺时，在支护前后及两次支护间进行喷浆护表支护，更好的确保支护封闭的完整性，在随之进行的注浆作业中有效地防止了漏浆，同时根据实际对注浆锚杆的施工进行改革，加大注浆锚杆的间排距，有效的防治因间排距较小而造成的相互凝固影响，并大大减少注浆锚杆的使用，节约材料费用；
4、使用φ21.8×9000mm强力钢绞线配用4节Z2360型树脂结合3m18#三孔槽钢进行深层支护，加大锚固点深度及锚固长度来确保单一锚固的可靠性，更有效的避开围岩松动圈，三眼槽钢是在托梁中部增加一个锚固点，将会使托梁变形量大大减小，有效地治理顶板压力和帮部变形；
5、采用全断面注浆，注浆后浆液将松散破碎的围岩胶结成整体，即把原岩体内存在的裂隙注入高强度浆液后形成强筋骨，从而提高了岩体自身强度，有效地改变岩体的力学物理性质，实现利用围岩本身作为支护结构的一部分，充分调动围岩的自承能力。
4.应用效果和推广前景
4.1项目改革后的支护状况
950水平人车场现使用改革后支护工艺施工200m，实施一年以来来，根据观测没有出现一处网片开裂及帮部剧烈变形现象，支护作用明显提高。（详见附图5-9）支护工艺改革前，950轨道石门及950轨道石门各类硐室每年就要进行集中维修2-3次，原每年的支护成本与维修人工机械费用平均22932.5元/米，在支护工艺后改革后，目前仅投入费用12152元/米，该段巷道至今（12個月）未进行维护，节约资金10780.5元/m，根据巷道目前支护情况，预计2年内不再维修，预计可节约资金215.6万元。
由此看来，支护工艺改革是成功有效的。总体上降低了巷道的返修率，单位时间内的总投资成本大幅度降低，特别是对于围岩状况较差的巷道，现支护工艺的实施，其使用周期提高为原来的3倍，大大节约了返修的材料和人工费用投入，同时有效的控制了围岩变形量，减少维修对矿井的生产影响。改革后的支护工艺能达到较好的应用效果，具有很大的推广前景。
参考文献
[1]韩瑞.复合顶板大断面巷道支护技术研究和实施[J].中州煤炭，2009（3）
[2]王立功.复合顶板下煤巷锚杆综合优化支护技术[J].能源技术与管理，2009（3）
李文辉（1962-），男，山东莘县，研究生学历，采矿工程师、高级经济师职称，现任陕西陕煤铜川矿业有限公司下石节煤矿矿长。