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[摘 要]石台矿业目前已开采至三水平，水平标高-660m，随着开采深度的增加，地质构造复杂、地压强大、岩性便差，巷道施工与支护越来越困难，单一的支护方式不能满足现场需要，深部软岩巷道支护问题成为亟待解决的技术难题。本文通过对三进风斜井软岩支护的成功应用与效果检验，为以后三水平的支护选择与改进及顶板管理提供了科学依据。
[关键词]深部软岩 压力质量 围岩控制 支护技术
中图分类号：TM73 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）28-0393-02
1 施工概况
三水平进风斜井位于Ⅲ1采区北部，巷道标高-660～-445m，穿过岩石层位从3煤至2煤顶板泥岩，上段为泥岩，下段多在砂岩中施工。根据资料：泥岩坚固性系数为0.9～3.0之间；粉砂岩坚固系数在4.1～5.2之间。巷道支护方案为：采用锚网索喷支护，半圆拱断面，锚杆均采？20mm，长2200mm的高强螺纹锚杆；当顶板破碎，锚网喷支护不能满足现场要求时，采用U29型棚支护，棚距600㎜。
2 优化设计方案
巷道施工至穿煤软岩段采用锚网喷配合锚索不能满足支护要求，采用U型棚支护、喷浆及锚索+注浆等复合支护。其作用机理为：注浆可提高围岩支撑圈的强度与自支撑力，锚杆端部锚固变为全长锚固，使锚杆与围岩形成整体，充分发挥锚杆锚固作用；对可伸缩性支架则对架后空间进行充填，使支架沿周边承受均布载荷；喷浆可以封闭围岩，减少围岩的膨胀与风化；主动支护锚索和被动支护U型棚同时承载巷道围岩压力，有效避免单一支护的弊端。
预应力锚索由17.8㎜更改为21.6㎜，可伸缩性金属棚由U29型更改为U36型棚，以更好地支撑围岩压力。锚杆托盘由板式托盘更改为碟行托盘，长×宽由130㎜×130㎜更改为200㎜×200㎜，进一步增大锚杆托盘的支撑面积。钢筋网由受力筋和分布筋组成，受力筋主要用来承受由荷载引起的拉应力，应适当加粗，用10㎜圆钢；分布筋用来固定受力钢筋的位置，将载荷分散到受力筋上，用6㎜圆钢；网格150㎜×150㎜；焊接牢固。
3 现场应用
Ⅲ进风斜井，巷道断面为半圆拱形，全长850m，斜巷16°上山施工，服务年限长，设计支护采用锚网喷索支护，断面：净宽×净高=4200×3400mm 。
3.1 锚杆参数
（1） 锚杆长度：
通过计算锚杆长度为：2.25m，考虑到锚索的补强支护，锚杆长度取2.2m。
（2） 锚杆锚固力与锚固长度
锚杆选择：锚杆杆材选用螺纹钢高强锚杆，锚杆规格为：M24-Φ20×2200mm。。
由上述计算结果可知：单根锚杆锚固力为：175KN。
（3）锚杆锚固长度：
计算的锚杆锚固长度为：398mm；采用加长锚固方式，每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固。
（4）支护密度及间排距
=1.45根/㎡
1/PS=0.69
取锚杆间排距为700×700mm。
3.2 锚索支护参数设计
锚索的主要作用是把冒落拱中的岩石悬吊起来，在锚杆支护失稳时能悬吊冒落拱中岩石的重量，继续起作用，提高巷道维护的可靠性。
（1）顶板冒落拱高度计算：
根据公式
故计算可得冒落拱高度为4.3m。
（2）锚索自由段长度：
可得：锚索自由段长度为3.0m，考虑安全因素我们取3.1m。
（3） 锚索深入岩体长度：L=H+La
式中： La——为锚索锚固长度， mm。
H ——锚索岩体内自由段长度。
（4） 锚索锚固长度
按GBJ86～86要求：
参照国内外成功经验，取2.0m。
根据以往的实际经验，选用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固，采用Φ28钻头打孔，则实际锚固长度为：
满足要求；
考虑现场施工的原因，现场中直接锚固剂长度相加，所以按保守取锚固长度2000㎜，所以也满足要求。
锚索深入岩体长度L=H+La=4.0+2.0=5.6m，深入到稳定岩层的长度大于1700㎜。从安全角度考虑，伸入岩体长度取6000㎜。
（5） 锚索的排距确定
冒落拱面积大约为=6.5m3
a=2.2，h=4.3，H=4.0，f=0.9
锚索悬吊冒落拱中岩石的重量，则锚索悬吊力Q=KSγD=1.4×6.5×2.535D=23.1D
式中：γ——为冒落拱中岩石的平均容重，取2.535t/m3；
D——为锚索排距，m。
K——安全系数，取1.4。
锚索直径确定为21.6㎜，材料为钢绞线，破断力350KN。锚索破断载荷：
P=Q=23.1D，即35≥23.1D
根据上式求得D≤1.51m
考虑回采断层等的影响，以及便于同锚杆支护的施工，所以取锚索的排距为1.4m，每排三根锚索，中顶一根，距中心1.05m各一根。
锚索托盘采用16㎜厚钢板、长×宽为300㎜×300㎜加工形成；锚杆？20㎜，长2.4m，钢筋网10㎜，宽×长=900㎜×1500㎜，钢筋网压茬100㎜并用10#铁丝间隔200㎜扭结，顶帮压茬搭接成整体。
当锚杆锚不住时，采用架U36型棚+锚索+喷浆+注浆进行联合支护，U型棚规格为4.4m×3.5m，棚距600㎜。
4、锚注支护参数选择： 锚注加固技术所用材料主要包括普通锚杆、注浆锚杆、钢筋网、钢筋带、树脂锚固剂、水泥、水玻璃等。
1）普通锚杆：规格为20mm×2200mm，普通锚杆在全断面布置。
2）顶帮注浆锚杆：规格为22mm×2仅200mm，采用无缝钢管制作，壁厚4mm，杆体上顺序钻有6mm注浆孔，其结构如图2所示，杆尾设麻花锚固段，1个树脂锚固药卷端锚，封孔采用快硬水泥药卷。对于破坏较轻段，在巷道破坏部位布置注浆锚杆；对破坏较重段与整体需返修段都要布置注浆锚杆，间排距1500mm×1500mm。
3）底角注浆锚杆：规格同顶帮锚杆，下扎角度30～45°。
4）托盘：采用钢板制作。
5）钢筋网：采用6mm钢筋焊接而成。
6）钢筋带：由12mm钢筋焊接而成。
7）喷射混凝土：强度等级为C20；破坏较轻段初喷仅将破坏面填平，复喷层厚度50mm；破坏较重段初喷层厚度50mm，复喷层厚度50mm；整体需返修段初喷层厚80mm，复喷层厚70mm，配合比为1∶2∶2。
8）注浆参数：采用普通硅酸盐水泥加水玻璃浆液，水泥采用525号普通硅酸盐水泥，水玻璃浓度45Bé，用量为水泥重量的3%～5%。浆液水灰比为017∶1～1∶1，最大注浆压力310MPa，最大注入量每孔取4袋水泥（每袋水泥50kg）。
施工工艺：
打顶帮普通锚杆孔→安装顶帮普通锚杆→挂网和钢筋带并上托盘→初喷80mm厚混凝土→挖底→打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→注底角注浆锚杆→注两帮注浆锚杆→注拱部注浆锚杆→复喷70mm混凝土→复注。
注浆时采用自下而上、左右顺序作业的方式，每断面内注浆锚杆自下而上先注底角，再注两帮，最后注拱顶锚杆。注浆完毕后，根据观测结果确定是否复注及复注位置，主要是对初次注浆时，注浆效果较差的个别孔或是水泥凝结硬化时产生的收缩变形部位，通过复注可起到补注和加固作用，从而保证施工质量。
5、结论：
根据巷道变形破坏特点和围岩条件，从支护作用机理进行研究，对支护方式重新组合、参数进一步优化，形成了适合本矿巷道支护需求的支护方案。对围岩应力较大巷道，在基本支护的基础上，进行注浆补强加固，可有效地控制巷道围岩变形，支护效果较理想。通过应用后巷道观测现场效果较好，现已施工近两年，仅有几十个毫米的微量变形，有效的治理了三进风斜井深部穿煤及软岩段的巷道压力，为以后三水平的支护选择及顶板管理提供了科学依据。
参考文献
[1] 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制（修订本）[M].北京：煤炭工业出版社， 1991.
[2] 宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992.
[3] 许家林.岩层移动控制的关键层理论及其应用[D].徐州：中国矿业大学， 1999.
作者简介
齐攀（1977--），男，安徽阜阳，助工，现供职淮北矿业集团公司石台矿业掘进二区，从事煤炭生产技术工作。
[关键词]深部软岩 压力质量 围岩控制 支护技术
中图分类号：TM73 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）28-0393-02
1 施工概况
三水平进风斜井位于Ⅲ1采区北部，巷道标高-660～-445m，穿过岩石层位从3煤至2煤顶板泥岩，上段为泥岩，下段多在砂岩中施工。根据资料：泥岩坚固性系数为0.9～3.0之间；粉砂岩坚固系数在4.1～5.2之间。巷道支护方案为：采用锚网索喷支护，半圆拱断面，锚杆均采？20mm，长2200mm的高强螺纹锚杆；当顶板破碎，锚网喷支护不能满足现场要求时，采用U29型棚支护，棚距600㎜。
2 优化设计方案
巷道施工至穿煤软岩段采用锚网喷配合锚索不能满足支护要求，采用U型棚支护、喷浆及锚索+注浆等复合支护。其作用机理为：注浆可提高围岩支撑圈的强度与自支撑力，锚杆端部锚固变为全长锚固，使锚杆与围岩形成整体，充分发挥锚杆锚固作用；对可伸缩性支架则对架后空间进行充填，使支架沿周边承受均布载荷；喷浆可以封闭围岩，减少围岩的膨胀与风化；主动支护锚索和被动支护U型棚同时承载巷道围岩压力，有效避免单一支护的弊端。
预应力锚索由17.8㎜更改为21.6㎜，可伸缩性金属棚由U29型更改为U36型棚，以更好地支撑围岩压力。锚杆托盘由板式托盘更改为碟行托盘，长×宽由130㎜×130㎜更改为200㎜×200㎜，进一步增大锚杆托盘的支撑面积。钢筋网由受力筋和分布筋组成，受力筋主要用来承受由荷载引起的拉应力，应适当加粗，用10㎜圆钢；分布筋用来固定受力钢筋的位置，将载荷分散到受力筋上，用6㎜圆钢；网格150㎜×150㎜；焊接牢固。
3 现场应用
Ⅲ进风斜井，巷道断面为半圆拱形，全长850m，斜巷16°上山施工，服务年限长，设计支护采用锚网喷索支护，断面：净宽×净高=4200×3400mm 。
3.1 锚杆参数
（1） 锚杆长度：
通过计算锚杆长度为：2.25m，考虑到锚索的补强支护，锚杆长度取2.2m。
（2） 锚杆锚固力与锚固长度
锚杆选择：锚杆杆材选用螺纹钢高强锚杆，锚杆规格为：M24-Φ20×2200mm。。
由上述计算结果可知：单根锚杆锚固力为：175KN。
（3）锚杆锚固长度：
计算的锚杆锚固长度为：398mm；采用加长锚固方式，每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固。
（4）支护密度及间排距
=1.45根/㎡
1/PS=0.69
取锚杆间排距为700×700mm。
3.2 锚索支护参数设计
锚索的主要作用是把冒落拱中的岩石悬吊起来，在锚杆支护失稳时能悬吊冒落拱中岩石的重量，继续起作用，提高巷道维护的可靠性。
（1）顶板冒落拱高度计算：
根据公式
故计算可得冒落拱高度为4.3m。
（2）锚索自由段长度：
可得：锚索自由段长度为3.0m，考虑安全因素我们取3.1m。
（3） 锚索深入岩体长度：L=H+La
式中： La——为锚索锚固长度， mm。
H ——锚索岩体内自由段长度。
（4） 锚索锚固长度
按GBJ86～86要求：
参照国内外成功经验，取2.0m。
根据以往的实际经验，选用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固，采用Φ28钻头打孔，则实际锚固长度为：
满足要求；
考虑现场施工的原因，现场中直接锚固剂长度相加，所以按保守取锚固长度2000㎜，所以也满足要求。
锚索深入岩体长度L=H+La=4.0+2.0=5.6m，深入到稳定岩层的长度大于1700㎜。从安全角度考虑，伸入岩体长度取6000㎜。
（5） 锚索的排距确定
冒落拱面积大约为=6.5m3
a=2.2，h=4.3，H=4.0，f=0.9
锚索悬吊冒落拱中岩石的重量，则锚索悬吊力Q=KSγD=1.4×6.5×2.535D=23.1D
式中：γ——为冒落拱中岩石的平均容重，取2.535t/m3；
D——为锚索排距，m。
K——安全系数，取1.4。
锚索直径确定为21.6㎜，材料为钢绞线，破断力350KN。锚索破断载荷：
P=Q=23.1D，即35≥23.1D
根据上式求得D≤1.51m
考虑回采断层等的影响，以及便于同锚杆支护的施工，所以取锚索的排距为1.4m，每排三根锚索，中顶一根，距中心1.05m各一根。
锚索托盘采用16㎜厚钢板、长×宽为300㎜×300㎜加工形成；锚杆？20㎜，长2.4m，钢筋网10㎜，宽×长=900㎜×1500㎜，钢筋网压茬100㎜并用10#铁丝间隔200㎜扭结，顶帮压茬搭接成整体。
当锚杆锚不住时，采用架U36型棚+锚索+喷浆+注浆进行联合支护，U型棚规格为4.4m×3.5m，棚距600㎜。
4、锚注支护参数选择： 锚注加固技术所用材料主要包括普通锚杆、注浆锚杆、钢筋网、钢筋带、树脂锚固剂、水泥、水玻璃等。
1）普通锚杆：规格为20mm×2200mm，普通锚杆在全断面布置。
2）顶帮注浆锚杆：规格为22mm×2仅200mm，采用无缝钢管制作，壁厚4mm，杆体上顺序钻有6mm注浆孔，其结构如图2所示，杆尾设麻花锚固段，1个树脂锚固药卷端锚，封孔采用快硬水泥药卷。对于破坏较轻段，在巷道破坏部位布置注浆锚杆；对破坏较重段与整体需返修段都要布置注浆锚杆，间排距1500mm×1500mm。
3）底角注浆锚杆：规格同顶帮锚杆，下扎角度30～45°。
4）托盘：采用钢板制作。
5）钢筋网：采用6mm钢筋焊接而成。
6）钢筋带：由12mm钢筋焊接而成。
7）喷射混凝土：强度等级为C20；破坏较轻段初喷仅将破坏面填平，复喷层厚度50mm；破坏较重段初喷层厚度50mm，复喷层厚度50mm；整体需返修段初喷层厚80mm，复喷层厚70mm，配合比为1∶2∶2。
8）注浆参数：采用普通硅酸盐水泥加水玻璃浆液，水泥采用525号普通硅酸盐水泥，水玻璃浓度45Bé，用量为水泥重量的3%～5%。浆液水灰比为017∶1～1∶1，最大注浆压力310MPa，最大注入量每孔取4袋水泥（每袋水泥50kg）。
施工工艺：
打顶帮普通锚杆孔→安装顶帮普通锚杆→挂网和钢筋带并上托盘→初喷80mm厚混凝土→挖底→打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→注底角注浆锚杆→注两帮注浆锚杆→注拱部注浆锚杆→复喷70mm混凝土→复注。
注浆时采用自下而上、左右顺序作业的方式，每断面内注浆锚杆自下而上先注底角，再注两帮，最后注拱顶锚杆。注浆完毕后，根据观测结果确定是否复注及复注位置，主要是对初次注浆时，注浆效果较差的个别孔或是水泥凝结硬化时产生的收缩变形部位，通过复注可起到补注和加固作用，从而保证施工质量。
5、结论：
根据巷道变形破坏特点和围岩条件，从支护作用机理进行研究，对支护方式重新组合、参数进一步优化，形成了适合本矿巷道支护需求的支护方案。对围岩应力较大巷道，在基本支护的基础上，进行注浆补强加固，可有效地控制巷道围岩变形，支护效果较理想。通过应用后巷道观测现场效果较好，现已施工近两年，仅有几十个毫米的微量变形，有效的治理了三进风斜井深部穿煤及软岩段的巷道压力，为以后三水平的支护选择及顶板管理提供了科学依据。
参考文献
[1] 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制（修订本）[M].北京：煤炭工业出版社， 1991.
[2] 宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992.
[3] 许家林.岩层移动控制的关键层理论及其应用[D].徐州：中国矿业大学， 1999.
作者简介
齐攀（1977--），男，安徽阜阳，助工，现供职淮北矿业集团公司石台矿业掘进二区，从事煤炭生产技术工作。