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1 概况
东荣三矿东二采区18#层煤皮带上山掘进巷道位于东二采区深部，设计拉门位置在东二采区18#层联络巷内B6号点处，巷道施工方位为111°57′00″（N），坡度为沿煤层顶板上500mm页岩掘进，预计施工700m。西北部有水采203乙组施工16#层轨道上山，东南部有203组施工东二采区轨道上山，掘进巷道周边无采掘活动。
巷道原设计为半煤岩掘进，支护采用锚喷钢带联合支护，锚杆为1.8m长预应力锚杆，喷厚为50mm，三排管理，钢带为2.4m预应力钢带，间排距为1000×800mm。巷道断面为矩形，宽2.7，高2.63m，每施工40m增加一躲避硐室，躲避硐室长3m，宽2m，高2.4m，实际施工过程中巷道由于受到围岩应力影响，两帮及顶板破碎严重，部分顶板出现跨落及露顶现象，不能满足安全生产的要求。
为了保证巷道的正常掘进及良好支护效果，确保巷道质量及减少巷道翻修工程量，决定采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护方式对巷道进行支护。
2支护参数设计
2.1锚索支护参数设计
由于巷道围岩性质变化较明显，设计每排3根锚索，具体布置见图1。这样可有效减小潜在冒落拱的宽度和高度。又根据相邻东荣二矿井下同煤层实测数据参考，在锚杆锚索联合支护作用下，顶板离层高度为h=3.5m，经计算皮带巷走向每米潜在冒落拱内岩体重量为：(1)
其中 Q：冒落拱内岩体重量，经计算取136.5kN
L：巷道长度，单位长度则取1m
D：巷道宽度
H：冒落高度
a：冒落拱面积系数，取a=0.6
r：岩石容重，r=2.5t/m3
9.8（10）为重力系数，可以取9.8也可以取10
同锚索排距:Lb
(2)
其中K1：安全系数，取1.44
T：锚索额定破断载荷kN，取220
Q：沿巷道走向每m潜在冒落拱内岩体重量
经计算Lb应取3.35m，考虑实际工程需要取排距3.2m。
锚索锚固段长度Lc
根据钢绞线许用拉力与锚固力同强度原则计算锚索锚固段长度Lc：
(3)
其中K2：锚固安全系数,考虑采动影响，取2
P1：树脂与锚索粘结强度，N/mm2，取10
故=919.5mm，取：LC=1000mm；
则需：K2455或Z2455型药卷数量A为：A=(Φ孔2-Φ索2)×Lc/(Φ卷2×L卷)=1.25卷。因此，每根锚索需2个药卷，考虑施工因素取Z2455型1卷，K2455型1卷，先装快速药卷K2455型。
3)锚索长度L
(4)
其中a：顶板稳定岩层锚固头与不稳定岩层间距，取4m；（说明：本数值选择根据实际顶板稳定岩层性质选择。）
b：顶板潜在离层厚度m，取3.5
Ld：锚索外露长度m，取0.4
故L=a+b+Lc+Ld=7.9m；取L=8m。
2.2顶锚杆参数设计
锚杆有效长度
通过加固作用使顶板形成承载结构所需的锚杆有效长度按下式确定：
其中L顶、L帮分别为顶和帮锚杆长度，m
l1：锚杆外露长度，取0.1m
l2：顶锚杆伸入松动圈外长度，取0.25m
D：松动圈，经计算取1.74m
K：节理影响系数，取1.8
H：巷道埋深
Z：帮锚杆伸出非有效承载区的最小锚固深度，取0.8m
l3：两帮有效承载区深度m，经计算煤帮取1.1；岩帮取0.99
B：巷道有效跨度m
f：煤层普氏系数，取1.65；岩石普氏系数2－7
由式(5)、(6)、(7)、(8)分别计算可得顶锚杆和帮锚杆长为2.09m、2m(煤)1.89(岩),取顶和帮锚杆长分别为2.2m、2m。
锚杆间排距
顶板锚杆间排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力，设锚杆按等距排列，即锚杆间排距a为：
(9)
其中：t：锚杆锚固力，选Φ=18mm的螺纹钢高强度锚杆，t=80kN
k：安全系数，取1.5
r：岩石体积力kN/m3，取32
L2：锚杆有效锚固长度m，经计算取2.15m
则：a=[80/(1.5×32×2.15)]1/2=0.88m。因此，我们设计皮带上山顶锚杆为4根，间距700mm，排距800mm；为便于现场施工，取帮锚杆排距与顶板一致，因此，帮锚杆间距为700mm。具体布置见 图1，具体数据见表1。
3施工要求
(1)锚杆孔必须在规定范围内，不能超深，也不能过浅。
(2)每循环出活完毕必须及时支护，交接班必须达到最小控顶距。
(3)预紧力必须达到规定的扭矩，且不同锚杆、锚索相差不能过大。
(4)锚索距工作面距离不得大于7米。
(5)顶板和帮锚杆必须同时达到最小控顶距。
(6)靠近顶底板的煤帮锚杆托盘孔加工成15度、靠近两帮的顶锚杆及锚索托盘孔加工成70度。
(7)锚索长度以锚固点在稳定岩层为依据，随顶板岩性变化而变化。
4成本计算
东荣三矿东二采区18#层皮带上山掘进施工过程中先后采用了锚杆钢带支护与钢棚支护和多次翻修等几种支护方式。其主要材料费用和顶板材料的支撑效益见下表。
由以上3表对比可知：在巷道采用工字钢支护，且不进行二次翻修支护的情况下每进一米需要直接投入1739元，采用锚杆锚索联合支护只需直接投入1222元，相比节约517元/m；在巷道采用工字钢支护且需要二次翻修支护情况下每进一米需要直接投入2789元，相比之下锚杆锚索联合支护节约1567元。
注：“本文中所涉及到的图表、注解、公式等内容请以PDF格式阅读原文。”
东荣三矿东二采区18#层煤皮带上山掘进巷道位于东二采区深部，设计拉门位置在东二采区18#层联络巷内B6号点处，巷道施工方位为111°57′00″（N），坡度为沿煤层顶板上500mm页岩掘进，预计施工700m。西北部有水采203乙组施工16#层轨道上山，东南部有203组施工东二采区轨道上山，掘进巷道周边无采掘活动。
巷道原设计为半煤岩掘进，支护采用锚喷钢带联合支护，锚杆为1.8m长预应力锚杆，喷厚为50mm，三排管理，钢带为2.4m预应力钢带，间排距为1000×800mm。巷道断面为矩形，宽2.7，高2.63m，每施工40m增加一躲避硐室，躲避硐室长3m，宽2m，高2.4m，实际施工过程中巷道由于受到围岩应力影响，两帮及顶板破碎严重，部分顶板出现跨落及露顶现象，不能满足安全生产的要求。
为了保证巷道的正常掘进及良好支护效果，确保巷道质量及减少巷道翻修工程量，决定采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护方式对巷道进行支护。
2支护参数设计
2.1锚索支护参数设计
由于巷道围岩性质变化较明显，设计每排3根锚索，具体布置见图1。这样可有效减小潜在冒落拱的宽度和高度。又根据相邻东荣二矿井下同煤层实测数据参考，在锚杆锚索联合支护作用下，顶板离层高度为h=3.5m，经计算皮带巷走向每米潜在冒落拱内岩体重量为：(1)
其中 Q：冒落拱内岩体重量，经计算取136.5kN
L：巷道长度，单位长度则取1m
D：巷道宽度
H：冒落高度
a：冒落拱面积系数，取a=0.6
r：岩石容重，r=2.5t/m3
9.8（10）为重力系数，可以取9.8也可以取10
同锚索排距:Lb
(2)
其中K1：安全系数，取1.44
T：锚索额定破断载荷kN，取220
Q：沿巷道走向每m潜在冒落拱内岩体重量
经计算Lb应取3.35m，考虑实际工程需要取排距3.2m。
锚索锚固段长度Lc
根据钢绞线许用拉力与锚固力同强度原则计算锚索锚固段长度Lc：
(3)
其中K2：锚固安全系数,考虑采动影响，取2
P1：树脂与锚索粘结强度，N/mm2，取10
故=919.5mm，取：LC=1000mm；
则需：K2455或Z2455型药卷数量A为：A=(Φ孔2-Φ索2)×Lc/(Φ卷2×L卷)=1.25卷。因此，每根锚索需2个药卷，考虑施工因素取Z2455型1卷，K2455型1卷，先装快速药卷K2455型。
3)锚索长度L
(4)
其中a：顶板稳定岩层锚固头与不稳定岩层间距，取4m；（说明：本数值选择根据实际顶板稳定岩层性质选择。）
b：顶板潜在离层厚度m，取3.5
Ld：锚索外露长度m，取0.4
故L=a+b+Lc+Ld=7.9m；取L=8m。
2.2顶锚杆参数设计
锚杆有效长度
通过加固作用使顶板形成承载结构所需的锚杆有效长度按下式确定：
其中L顶、L帮分别为顶和帮锚杆长度，m
l1：锚杆外露长度，取0.1m
l2：顶锚杆伸入松动圈外长度，取0.25m
D：松动圈，经计算取1.74m
K：节理影响系数，取1.8
H：巷道埋深
Z：帮锚杆伸出非有效承载区的最小锚固深度，取0.8m
l3：两帮有效承载区深度m，经计算煤帮取1.1；岩帮取0.99
B：巷道有效跨度m
f：煤层普氏系数，取1.65；岩石普氏系数2－7
由式(5)、(6)、(7)、(8)分别计算可得顶锚杆和帮锚杆长为2.09m、2m(煤)1.89(岩),取顶和帮锚杆长分别为2.2m、2m。
锚杆间排距
顶板锚杆间排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力，设锚杆按等距排列，即锚杆间排距a为：
(9)
其中：t：锚杆锚固力，选Φ=18mm的螺纹钢高强度锚杆，t=80kN
k：安全系数，取1.5
r：岩石体积力kN/m3，取32
L2：锚杆有效锚固长度m，经计算取2.15m
则：a=[80/(1.5×32×2.15)]1/2=0.88m。因此，我们设计皮带上山顶锚杆为4根，间距700mm，排距800mm；为便于现场施工，取帮锚杆排距与顶板一致，因此，帮锚杆间距为700mm。具体布置见 图1，具体数据见表1。
3施工要求
(1)锚杆孔必须在规定范围内，不能超深，也不能过浅。
(2)每循环出活完毕必须及时支护，交接班必须达到最小控顶距。
(3)预紧力必须达到规定的扭矩，且不同锚杆、锚索相差不能过大。
(4)锚索距工作面距离不得大于7米。
(5)顶板和帮锚杆必须同时达到最小控顶距。
(6)靠近顶底板的煤帮锚杆托盘孔加工成15度、靠近两帮的顶锚杆及锚索托盘孔加工成70度。
(7)锚索长度以锚固点在稳定岩层为依据，随顶板岩性变化而变化。
4成本计算
东荣三矿东二采区18#层皮带上山掘进施工过程中先后采用了锚杆钢带支护与钢棚支护和多次翻修等几种支护方式。其主要材料费用和顶板材料的支撑效益见下表。
由以上3表对比可知：在巷道采用工字钢支护，且不进行二次翻修支护的情况下每进一米需要直接投入1739元，采用锚杆锚索联合支护只需直接投入1222元，相比节约517元/m；在巷道采用工字钢支护且需要二次翻修支护情况下每进一米需要直接投入2789元，相比之下锚杆锚索联合支护节约1567元。
注：“本文中所涉及到的图表、注解、公式等内容请以PDF格式阅读原文。”