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[摘 要]本文分析介绍以往支护方式控制圍岩的特点、联合支护方式的特点与应用等。
[关键词]煤矿井下巷道；过陷落柱；联合支护；围岩控制
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）17-0004-01
1 引言
煤矿井下巷道掘进时，有的由于陷落柱段岩层比较松散，岩性混杂，岩层内裂隙发育，其岩石抗压强度又比较小。这时若采用传统的单一的支护方式，远远则不能满足支护的强度要求。遇到这样的情况，我们在充分论证的基础上，对掘进巷道过陷落柱段采用了联合支护的方式，用来增强围岩的整体稳定性，从而取得了较好的支护效果，满足了生产要求，确保了实现掘进安全施工的正常进行。
2 以往支护方式控制围岩的特点
由于原掘进巷道过陷落柱大都采用锚网进行支护，并适当缩小锚杆间排距，以期达到预期的支护效果。这种支护方式施工比较简单，先期的材料投入也较少，施工速度又快。然而，随着巷道向前掘进及后期受采动的影响，那么巷道变形量就会明显加大，特别后期顶板位移量超过往往达0.2m/d，而两帮的位移量超过0.35m/d。此时锚网出现网兜，锚杆由于松动而起不到支护作用，这时巷道就极易出现冒顶片帮事故的发生。
3 联合支护方式的特点与应用
由于单一支护方式难以满足巷道支护要求，所以必须利用各种支护方式的优点一面，对围岩采用初喷浆初步加固→锚网正常支护→锚索加固支护→复喷浆的方法增强支护效果，确保巷道的安全。
1）运用初喷浆技术。在掘进放炮之后，先要对迎头敲帮问顶，找掉活矸危岩，然后再进行初喷浆。初喷浆环节应放在锚网支护前进行。通过这一工艺的改进，能使陷落柱围岩得到及时的封闭，防止围岩风化，并加固了围岩。其主要优点如下：①及时性：因支护及时，既降低了巷道围岩的风化程度，又较好地保持了围岩的自持能力，并给围岩及时提供支护抗力，从而大大改善了围岩的应力状态。②密封性：因喷射混凝土及时，全面的密封了围岩，很好地阻止了风化的作用，与此同时也阻止了防尘水和地下水等对围岩的侵蚀作用，保护了原岩不受潮解与膨胀，维持了原岩的强度。③深入性：在高压喷射混凝土时，因不受到锚网的遮挡，这不仅使喷层紧贴了岩面，而且也把灰浆注入到围岩的裂隙和孔洞之中去了，对岩层起到部分的注浆加固的效果。④粘贴性：喷射混凝土后能与围岩全面紧贴粘结在一起，这能起到三种作用：一是联锁作用。将被裂隙分割开的岩块粘结在了一起，从而保持了岩块间的整体性；二是复合作用。围岩与喷射混凝土结合成一个复合体，从、从而使二者在径向和切向上都能共同受力，该效应改变了围岩的应力状态，又有利于提高喷射混凝土和围岩共同承载的能力；三是增强作用。喷射混凝土充填了围岩四周，使岩面与喷层粘贴的较为平整，因此能提高了围岩的强度，并减少了围岩的应力集中问题。显然，陷落柱围岩比较松散破碎，岩石又易出现碎块掉落现象，经初喷浆后围岩得到及时封闭，其稳定性得到加强。
2）锚网支护有利于控制陷落柱段的围岩。破碎围岩中采用锚杆支护，其理论根据主要是加固拱理论。该理论认为，即使在软弱、松散、破碎的岩层中安装锚杆，也可以形成一个承载结构。只要锚杆间距足够小，就能在岩体中产生一个均匀的压缩带，它可以承受破坏区上部破碎岩石的载荷。它还充分考虑了锚杆支护的整体作用，在破碎围岩巷道中应用，能获得较好的支护效果与经济效益。
①顶部锚杆长度与间排距计算。锚杆长度计算：L=KH+ L1+ L2，式中：L为锚杆长度（m）；H为冒落拱高度（m）；K为安全系数，一般取2；L1为锚杆锚入稳定岩层的深度（一般经验取0.5m）；L2为锚杆在巷道中的外露长度（一般取0.1m）。锚杆间距、排距计算：锚杆间距为a，排距为b，取a=b，即a=b=，式中：Q为锚杆设计锚固力（50kN/根）；H为冒落拱高度（取0.45m）；r为被悬吊岩层的重力密度（取26.6kN/m3）；K为安全系数（一般取2）。根据以上公式计算，本例顶板就可选用Φl8mm，长度为1700mm的全螺纹锚杆，间排距为700×700mm，并完全可以满足支护要求了。
②巷道帮部锚杆长度计算及间排距确定。若将陷落柱段巷道上覆岩层看成一个具有较强承载能力的上位压力拱。那么按照普氏破坏拱理论，冒落形状为拱形。则巷道两帮的破坏范围为：C=（-1）htan（450-），式中：kc为巷道周边挤压应力集中系数，巷道宽高比为3/2.6=1.15，取Kc=3.0；Υ为岩层平均质量密度与当地自由落体加速度之积（取Υ=25kN/m3）；Bc为采动影响系数（当两侧为泥岩与煤时，取Bc=1.8）；σm为顶板的单向抗压强度（取σm=30MPa）；Φ为煤层的内摩擦角（Φ=45？）；h为巷道高度（此处h=2.6m）；H为埋深（此处H=450m）。将这些参数代入式中，即可得C=（-1）×2.6tan22.50？=1.1m。而对两帮的加固，可以取在破坏范围的2/3处，即合力作用点所处位置作为支护的下限，而全部破坏范围作为支护的上限。所以两帮锚杆有效范围长度：L下限=2/3C；L上限=C；L平均=（L下限+L上限）/2。再考虑外露长度为0.2m，则L=L平均+0.2=1.2m。通过计算可知，巷道帮部也选用Φ18mm，长度1700mm的全螺纹锚杆，间排距700×700mm就可以满足支护要求了。
③锚杆、锚固剂及金属网的选型问题。掘巷过陷落柱段顶板及两帮锚杆都选用Φ18×1700mm全螺纹锚杆，其锚固剂为CK2550型树脂锚固剂；全螺纹锚杆锚固长度不少于500mm，锚杆外露长度为15～50mm，托盘为正方形，规格为长×宽=150×150mm，并用8mm厚钢板压制而成。树脂锚固剂为Φ25mm，每块长500mm。两帮锚杆托盘后需加旧皮带加工的200×200mm作皮垫，必须紧贴岩面。顶帮网都采用Φ4mm钢筋编织而成，其网片规格为2000×1000mm，帮部网纵向与顶网搭接而成。
3）利用锚索支护能控制、加固陷落柱段的围岩。锚索支护则是锚网支护有效的补充，单根锚杆锚索加固岩体形成锚杆锚索周围应力包。使用群锚加固时，只要间排距适当，应力包相互叠加，就形成了岩体内承载圈加固带。锚索可将上位岩层顶板加固成为一个具有较强承载能力的上位压力拱（外拱）。锚索在岩层中形成这种“外拱”不仅能保持自身的稳定性，且能成为下位由锚网支护形成的平衡拱（内拱）以保持稳定的基础。采用Φ15.24×5000mm的钢绞线锚索，两根锚索按巷道中线对称布置，其间距为1.5m，排距为3m，中间通过2.5m长（I12B）的工字钢梁相连接，每根锚索采用2支CK2550型树脂锚固剂固定，按75？打入顶板即可。
4）复喷浆支护是控制陷落柱段围岩的增强方式。我们通过复喷浆，混凝土与围岩、锚网全面紧贴粘结在一起，有效保持了岩块间的整体性。而围岩与喷射混凝土结合成一个复合体，也能使二者在径向和切向上都能受力，级改变了围岩的应力状态，也使围岩的稳定性得到大大的增强。
4 结语
根据分析可知，在掘进工作面过陷落柱时，只要对破碎围岩采用进行初喷浆初步加固→锚网正常支护→锚索加固支护→复喷浆增强支护效果的联合支护的技术工艺，就能达到了预期的控制效果。采用这种联合支护的工艺后，试验经过半年多的周期，再检验时围岩位移量较小，说明破碎围岩得到了有效控制，从而确保了巷道的安全使用。
参考文献
[1] 孙延新，葛惠民，陈庆国.断层破碎带及顶板冒落区支护方式的探索[J].山东煤炭科技，2008，01：66-67.
[2] 赵胜利，赵明，张鹏.掘进工作面过顶板破碎带支护方式的探索[J].科技风，2011，01：125.
[3] 张文义，孔凡军，王乐义.掘进工作面过陷落柱破碎围岩控制探讨及应用[J].山东煤炭科技，2012，5：161-163.
[关键词]煤矿井下巷道；过陷落柱；联合支护；围岩控制
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）17-0004-01
1 引言
煤矿井下巷道掘进时，有的由于陷落柱段岩层比较松散，岩性混杂，岩层内裂隙发育，其岩石抗压强度又比较小。这时若采用传统的单一的支护方式，远远则不能满足支护的强度要求。遇到这样的情况，我们在充分论证的基础上，对掘进巷道过陷落柱段采用了联合支护的方式，用来增强围岩的整体稳定性，从而取得了较好的支护效果，满足了生产要求，确保了实现掘进安全施工的正常进行。
2 以往支护方式控制围岩的特点
由于原掘进巷道过陷落柱大都采用锚网进行支护，并适当缩小锚杆间排距，以期达到预期的支护效果。这种支护方式施工比较简单，先期的材料投入也较少，施工速度又快。然而，随着巷道向前掘进及后期受采动的影响，那么巷道变形量就会明显加大，特别后期顶板位移量超过往往达0.2m/d，而两帮的位移量超过0.35m/d。此时锚网出现网兜，锚杆由于松动而起不到支护作用，这时巷道就极易出现冒顶片帮事故的发生。
3 联合支护方式的特点与应用
由于单一支护方式难以满足巷道支护要求，所以必须利用各种支护方式的优点一面，对围岩采用初喷浆初步加固→锚网正常支护→锚索加固支护→复喷浆的方法增强支护效果，确保巷道的安全。
1）运用初喷浆技术。在掘进放炮之后，先要对迎头敲帮问顶，找掉活矸危岩，然后再进行初喷浆。初喷浆环节应放在锚网支护前进行。通过这一工艺的改进，能使陷落柱围岩得到及时的封闭，防止围岩风化，并加固了围岩。其主要优点如下：①及时性：因支护及时，既降低了巷道围岩的风化程度，又较好地保持了围岩的自持能力，并给围岩及时提供支护抗力，从而大大改善了围岩的应力状态。②密封性：因喷射混凝土及时，全面的密封了围岩，很好地阻止了风化的作用，与此同时也阻止了防尘水和地下水等对围岩的侵蚀作用，保护了原岩不受潮解与膨胀，维持了原岩的强度。③深入性：在高压喷射混凝土时，因不受到锚网的遮挡，这不仅使喷层紧贴了岩面，而且也把灰浆注入到围岩的裂隙和孔洞之中去了，对岩层起到部分的注浆加固的效果。④粘贴性：喷射混凝土后能与围岩全面紧贴粘结在一起，这能起到三种作用：一是联锁作用。将被裂隙分割开的岩块粘结在了一起，从而保持了岩块间的整体性；二是复合作用。围岩与喷射混凝土结合成一个复合体，从、从而使二者在径向和切向上都能共同受力，该效应改变了围岩的应力状态，又有利于提高喷射混凝土和围岩共同承载的能力；三是增强作用。喷射混凝土充填了围岩四周，使岩面与喷层粘贴的较为平整，因此能提高了围岩的强度，并减少了围岩的应力集中问题。显然，陷落柱围岩比较松散破碎，岩石又易出现碎块掉落现象，经初喷浆后围岩得到及时封闭，其稳定性得到加强。
2）锚网支护有利于控制陷落柱段的围岩。破碎围岩中采用锚杆支护，其理论根据主要是加固拱理论。该理论认为，即使在软弱、松散、破碎的岩层中安装锚杆，也可以形成一个承载结构。只要锚杆间距足够小，就能在岩体中产生一个均匀的压缩带，它可以承受破坏区上部破碎岩石的载荷。它还充分考虑了锚杆支护的整体作用，在破碎围岩巷道中应用，能获得较好的支护效果与经济效益。
①顶部锚杆长度与间排距计算。锚杆长度计算：L=KH+ L1+ L2，式中：L为锚杆长度（m）；H为冒落拱高度（m）；K为安全系数，一般取2；L1为锚杆锚入稳定岩层的深度（一般经验取0.5m）；L2为锚杆在巷道中的外露长度（一般取0.1m）。锚杆间距、排距计算：锚杆间距为a，排距为b，取a=b，即a=b=，式中：Q为锚杆设计锚固力（50kN/根）；H为冒落拱高度（取0.45m）；r为被悬吊岩层的重力密度（取26.6kN/m3）；K为安全系数（一般取2）。根据以上公式计算，本例顶板就可选用Φl8mm，长度为1700mm的全螺纹锚杆，间排距为700×700mm，并完全可以满足支护要求了。
②巷道帮部锚杆长度计算及间排距确定。若将陷落柱段巷道上覆岩层看成一个具有较强承载能力的上位压力拱。那么按照普氏破坏拱理论，冒落形状为拱形。则巷道两帮的破坏范围为：C=（-1）htan（450-），式中：kc为巷道周边挤压应力集中系数，巷道宽高比为3/2.6=1.15，取Kc=3.0；Υ为岩层平均质量密度与当地自由落体加速度之积（取Υ=25kN/m3）；Bc为采动影响系数（当两侧为泥岩与煤时，取Bc=1.8）；σm为顶板的单向抗压强度（取σm=30MPa）；Φ为煤层的内摩擦角（Φ=45？）；h为巷道高度（此处h=2.6m）；H为埋深（此处H=450m）。将这些参数代入式中，即可得C=（-1）×2.6tan22.50？=1.1m。而对两帮的加固，可以取在破坏范围的2/3处，即合力作用点所处位置作为支护的下限，而全部破坏范围作为支护的上限。所以两帮锚杆有效范围长度：L下限=2/3C；L上限=C；L平均=（L下限+L上限）/2。再考虑外露长度为0.2m，则L=L平均+0.2=1.2m。通过计算可知，巷道帮部也选用Φ18mm，长度1700mm的全螺纹锚杆，间排距700×700mm就可以满足支护要求了。
③锚杆、锚固剂及金属网的选型问题。掘巷过陷落柱段顶板及两帮锚杆都选用Φ18×1700mm全螺纹锚杆，其锚固剂为CK2550型树脂锚固剂；全螺纹锚杆锚固长度不少于500mm，锚杆外露长度为15～50mm，托盘为正方形，规格为长×宽=150×150mm，并用8mm厚钢板压制而成。树脂锚固剂为Φ25mm，每块长500mm。两帮锚杆托盘后需加旧皮带加工的200×200mm作皮垫，必须紧贴岩面。顶帮网都采用Φ4mm钢筋编织而成，其网片规格为2000×1000mm，帮部网纵向与顶网搭接而成。
3）利用锚索支护能控制、加固陷落柱段的围岩。锚索支护则是锚网支护有效的补充，单根锚杆锚索加固岩体形成锚杆锚索周围应力包。使用群锚加固时，只要间排距适当，应力包相互叠加，就形成了岩体内承载圈加固带。锚索可将上位岩层顶板加固成为一个具有较强承载能力的上位压力拱（外拱）。锚索在岩层中形成这种“外拱”不仅能保持自身的稳定性，且能成为下位由锚网支护形成的平衡拱（内拱）以保持稳定的基础。采用Φ15.24×5000mm的钢绞线锚索，两根锚索按巷道中线对称布置，其间距为1.5m，排距为3m，中间通过2.5m长（I12B）的工字钢梁相连接，每根锚索采用2支CK2550型树脂锚固剂固定，按75？打入顶板即可。
4）复喷浆支护是控制陷落柱段围岩的增强方式。我们通过复喷浆，混凝土与围岩、锚网全面紧贴粘结在一起，有效保持了岩块间的整体性。而围岩与喷射混凝土结合成一个复合体，也能使二者在径向和切向上都能受力，级改变了围岩的应力状态，也使围岩的稳定性得到大大的增强。
4 结语
根据分析可知，在掘进工作面过陷落柱时，只要对破碎围岩采用进行初喷浆初步加固→锚网正常支护→锚索加固支护→复喷浆增强支护效果的联合支护的技术工艺，就能达到了预期的控制效果。采用这种联合支护的工艺后，试验经过半年多的周期，再检验时围岩位移量较小，说明破碎围岩得到了有效控制，从而确保了巷道的安全使用。
参考文献
[1] 孙延新，葛惠民，陈庆国.断层破碎带及顶板冒落区支护方式的探索[J].山东煤炭科技，2008，01：66-67.
[2] 赵胜利，赵明，张鹏.掘进工作面过顶板破碎带支护方式的探索[J].科技风，2011，01：125.
[3] 张文义，孔凡军，王乐义.掘进工作面过陷落柱破碎围岩控制探讨及应用[J].山东煤炭科技，2012，5：161-163.