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标题 古汉山矿1701回风巷巷道支护设计
范文 荆随旺+段东东
摘要：本文针对河南能源集团焦煤公司古汉山矿1701回风巷巷道围岩条件差，直接顶属复合类结构的特点，通过基础参数搜集、理论计算，给出工作面顺槽锚杆支护初始设计，包括具体支护形式和参数设计等内容。最终实现工作面的安全高效生产。
关键词：锚杆支护 ?支护形式 ?参数设计
0 引言
锚杆支护具有“主动”支护、支护成本低、控制围岩效果好等优点，是当今世界巷道支护技术的主要发展趋势。实践证明，锚杆支护成功的关键是支护型式的合理选择和支护参数的科学设计，以充分发挥围岩自身的承载能力，进行耦合支护[1-2]。
焦作矿区古汉山矿回采巷道围岩条件差，属于软岩，顶板破碎，难以支护，同时直接顶属于复合类结构特征，为了保证巷道顶板从掘进到回采结束，不发生大的离层破坏，本文通过大量实测数据收集与整理，理论计算，对回采巷道进行了巷道支护的初步设计，以确保巷道在服务期间不发生顶板冒落现象。
1 工作面概况
1701回风巷地面标高+96～+98m，工作面标高-337.7～-295m。该工作面位于17采区轨道上山东翼中部，北为21未采区，南为21031设计工作面;西为21回风下山，东为赤庄断层保护煤柱。走向长652m，煤层厚度约为3.4m，煤层结构简单，煤层倾角约为14°。工作面直接顶为厚度为30m的砂质泥岩，老顶为9.3m的细砂岩，底板为8.16m砂质泥岩。具体岩性如图1所示。
2 支护设计
结合古汉山矿煤巷顶层已掘进巷道的支护经验数据，采用理论计算法和工程类比法进行锚网+锚索支护设计。
2.1 理论计算
2.1.1 按悬吊理论计算锚杆参数：
①锚杆长度计算
L=KH+L1+L2（2-1）
式中：L——锚杆长度，mm;
H——冒落拱高度，mm;
K——安全系数，一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，若为泥岩一般按经验取600mm;
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取40mm。
其中：H=B÷2f=3800÷（2×3）=634mm
式中：B——巷道开掘宽度，取3800mm;
f——岩石坚固性系数，取3;
则：L=2×634+600+40=1908mm。
②锚杆直径计算：
锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即d=35.52■（2-2）
式中，d为锚杆杆体直径，mm;Q为锚固力，由拉拔实验确定，kN;取64kN;σt为杆体材料抗拉强度，MPa，取340MPa; 则d=15.4mm。
③锚杆间距、排距计算：则
a2=Q÷（K×H×γ）
式中：a——锚杆间排距，mm;
Q——锚杆设计锚固力，64kN/根;
K——安全系数，一般取K=2;
H——冒落拱高度，取634mm;
γ——被悬吊岩石的重力密度，取20kN/m3;
a=1.58m。
2.1.2 锚杆锚固长度：根据锚固力应大于锚杆杆体极限载荷的原则，由锚杆杆体极限载荷和树脂卷与围岩的粘结强度确定锚固段长度L0：
L0=Pm/2πRL （2-3）
=235×103/2×3.14×14×2.0×106×10-3
=1.34m
式中：Pm——设计锚固力，高强预应力锚杆体极限载荷235kN;
R——锚孔半径，2R=28mm;
L0——锚固长度;
L——树脂药卷与钻孔壁的粘结度，按煤体考虑，取2.0MPa。
则需要用树脂药卷长度：
L=[（R2-R22）/ R12]·L0（2-4）
=[（142-102）/11.52]×1.34
=0.97m
式中：L—需要树脂锚固卷长度;
R——钻孔半径，R=14mm;
R2——锚杆半径，R2=10mm;
R1——药卷半径，R1=11.5mm;
L0——锚固长度，L0=1.34m。
2.1.3 锚索长度的确定：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中：
L——锚索总长度，m;
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m;
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4.1m;
Lc——上托盘及锚具的厚度，取0.1m;
Ld——需要外露的张拉长度，取0.20m。
按GBJ86-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La≥（K·d1·fa）/4fc （2-5）
式中：
K——安全系数，取K=2;
d1——锚索钢绞线直径，取18.9mm;
fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2（1960Mpa，合1922.76N/mm2）;
fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取18N/mm2。
则La≥（2×18.9×1922.76）/（4×18）≈1.009m
取La=1.13m
则L=1.13+4.1+0.1+0.2=5.53m。
2.1.4 锚索锚固长度
按锚固剂与围岩（煤）的最小粘结力和锚索的破断载荷估算锚固段长度：
L0=Pm/2πRL（2-6）
=（240×2×103）/（2×3.14×14×2.0×103）
=2.72m
式中：
Pm——设计锚固力，圆钢锚杆体极限载荷240×2kN;
R——锚孔半径，R=14mm;
L0——锚固长度;
L——树脂药卷与钻孔壁的粘结度，按煤体考虑，取2.0MPa。
则需要用树脂药卷长度：
L=[（R2—R22）/ R12]·L0 （2-7）
=[（142-9.452）/11.52]×2.72
=2.20m
式中：
L——需要树脂锚固卷长度;
R——钻孔半径，R=14mm;
R2——锚索半径，R2=9.45mm;
R1——药卷半径，R1=11.5mm;
L0——锚固长度，L0=2.72m。
2.2 工程类比
1701皮回联络巷采用锚网索支护，支护效果良好，能够满足安全及生产需要。根据1701皮回联络巷顶底板岩性和现掘进巷道顶板类似，所以选择1701皮回联络巷为该巷支护设计的类比对象。
3 结论
①通过计算得出采用锚杆直径Φ=15.4mm，长度L=1908mm，间排距1580mm，锚杆锚固剂总长度0.97 m/孔，锚索长6.28m，直径Φ=18.9mm，锚杆锚固剂总长度2.2m/孔。②工程类比得出使用计算得出参数设计的支护材料对巷道进行支护可有效控制巷道顶板和两帮的围岩变形，最终实现工作面的安全高效生产。
参考文献：
[1]张茂.锚杆支护技术的应用现状和前景分析[J].太原科技，2005，02（6）.
[2]锚杆支护技术的发展及应用[J].煤炭技术，2007（08）.
[3]孙长春.小纪汗煤矿首采工作面锚杆支护设计与应用[J].煤炭与化工，2014（01）.
摘要：本文针对河南能源集团焦煤公司古汉山矿1701回风巷巷道围岩条件差，直接顶属复合类结构的特点，通过基础参数搜集、理论计算，给出工作面顺槽锚杆支护初始设计，包括具体支护形式和参数设计等内容。最终实现工作面的安全高效生产。
关键词：锚杆支护 ?支护形式 ?参数设计
0 引言
锚杆支护具有“主动”支护、支护成本低、控制围岩效果好等优点，是当今世界巷道支护技术的主要发展趋势。实践证明，锚杆支护成功的关键是支护型式的合理选择和支护参数的科学设计，以充分发挥围岩自身的承载能力，进行耦合支护[1-2]。
焦作矿区古汉山矿回采巷道围岩条件差，属于软岩，顶板破碎，难以支护，同时直接顶属于复合类结构特征，为了保证巷道顶板从掘进到回采结束，不发生大的离层破坏，本文通过大量实测数据收集与整理，理论计算，对回采巷道进行了巷道支护的初步设计，以确保巷道在服务期间不发生顶板冒落现象。
1 工作面概况
1701回风巷地面标高+96～+98m，工作面标高-337.7～-295m。该工作面位于17采区轨道上山东翼中部，北为21未采区，南为21031设计工作面;西为21回风下山，东为赤庄断层保护煤柱。走向长652m，煤层厚度约为3.4m，煤层结构简单，煤层倾角约为14°。工作面直接顶为厚度为30m的砂质泥岩，老顶为9.3m的细砂岩，底板为8.16m砂质泥岩。具体岩性如图1所示。
2 支护设计
结合古汉山矿煤巷顶层已掘进巷道的支护经验数据，采用理论计算法和工程类比法进行锚网+锚索支护设计。
2.1 理论计算
2.1.1 按悬吊理论计算锚杆参数：
①锚杆长度计算
L=KH+L1+L2（2-1）
式中：L——锚杆长度，mm;
H——冒落拱高度，mm;
K——安全系数，一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，若为泥岩一般按经验取600mm;
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取40mm。
其中：H=B÷2f=3800÷（2×3）=634mm
式中：B——巷道开掘宽度，取3800mm;
f——岩石坚固性系数，取3;
则：L=2×634+600+40=1908mm。
②锚杆直径计算：
锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即d=35.52■（2-2）
式中，d为锚杆杆体直径，mm;Q为锚固力，由拉拔实验确定，kN;取64kN;σt为杆体材料抗拉强度，MPa，取340MPa; 则d=15.4mm。
③锚杆间距、排距计算：则
a2=Q÷（K×H×γ）
式中：a——锚杆间排距，mm;
Q——锚杆设计锚固力，64kN/根;
K——安全系数，一般取K=2;
H——冒落拱高度，取634mm;
γ——被悬吊岩石的重力密度，取20kN/m3;
a=1.58m。
2.1.2 锚杆锚固长度：根据锚固力应大于锚杆杆体极限载荷的原则，由锚杆杆体极限载荷和树脂卷与围岩的粘结强度确定锚固段长度L0：
L0=Pm/2πRL （2-3）
=235×103/2×3.14×14×2.0×106×10-3
=1.34m
式中：Pm——设计锚固力，高强预应力锚杆体极限载荷235kN;
R——锚孔半径，2R=28mm;
L0——锚固长度;
L——树脂药卷与钻孔壁的粘结度，按煤体考虑，取2.0MPa。
则需要用树脂药卷长度：
L=[（R2-R22）/ R12]·L0（2-4）
=[（142-102）/11.52]×1.34
=0.97m
式中：L—需要树脂锚固卷长度;
R——钻孔半径，R=14mm;
R2——锚杆半径，R2=10mm;
R1——药卷半径，R1=11.5mm;
L0——锚固长度，L0=1.34m。
2.1.3 锚索长度的确定：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中：
L——锚索总长度，m;
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m;
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4.1m;
Lc——上托盘及锚具的厚度，取0.1m;
Ld——需要外露的张拉长度，取0.20m。
按GBJ86-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La≥（K·d1·fa）/4fc （2-5）
式中：
K——安全系数，取K=2;
d1——锚索钢绞线直径，取18.9mm;
fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2（1960Mpa，合1922.76N/mm2）;
fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取18N/mm2。
则La≥（2×18.9×1922.76）/（4×18）≈1.009m
取La=1.13m
则L=1.13+4.1+0.1+0.2=5.53m。
2.1.4 锚索锚固长度
按锚固剂与围岩（煤）的最小粘结力和锚索的破断载荷估算锚固段长度：
L0=Pm/2πRL（2-6）
=（240×2×103）/（2×3.14×14×2.0×103）
=2.72m
式中：
Pm——设计锚固力，圆钢锚杆体极限载荷240×2kN;
R——锚孔半径，R=14mm;
L0——锚固长度;
L——树脂药卷与钻孔壁的粘结度，按煤体考虑，取2.0MPa。
则需要用树脂药卷长度：
L=[（R2—R22）/ R12]·L0 （2-7）
=[（142-9.452）/11.52]×2.72
=2.20m
式中：
L——需要树脂锚固卷长度;
R——钻孔半径，R=14mm;
R2——锚索半径，R2=9.45mm;
R1——药卷半径，R1=11.5mm;
L0——锚固长度，L0=2.72m。
2.2 工程类比
1701皮回联络巷采用锚网索支护，支护效果良好，能够满足安全及生产需要。根据1701皮回联络巷顶底板岩性和现掘进巷道顶板类似，所以选择1701皮回联络巷为该巷支护设计的类比对象。
3 结论
①通过计算得出采用锚杆直径Φ=15.4mm，长度L=1908mm，间排距1580mm，锚杆锚固剂总长度0.97 m/孔，锚索长6.28m，直径Φ=18.9mm，锚杆锚固剂总长度2.2m/孔。②工程类比得出使用计算得出参数设计的支护材料对巷道进行支护可有效控制巷道顶板和两帮的围岩变形，最终实现工作面的安全高效生产。
参考文献：
[1]张茂.锚杆支护技术的应用现状和前景分析[J].太原科技，2005，02（6）.
[2]锚杆支护技术的发展及应用[J].煤炭技术，2007（08）.
[3]孙长春.小纪汗煤矿首采工作面锚杆支护设计与应用[J].煤炭与化工，2014（01）.
摘要：本文针对河南能源集团焦煤公司古汉山矿1701回风巷巷道围岩条件差，直接顶属复合类结构的特点，通过基础参数搜集、理论计算，给出工作面顺槽锚杆支护初始设计，包括具体支护形式和参数设计等内容。最终实现工作面的安全高效生产。
关键词：锚杆支护 ?支护形式 ?参数设计
0 引言
锚杆支护具有“主动”支护、支护成本低、控制围岩效果好等优点，是当今世界巷道支护技术的主要发展趋势。实践证明，锚杆支护成功的关键是支护型式的合理选择和支护参数的科学设计，以充分发挥围岩自身的承载能力，进行耦合支护[1-2]。
焦作矿区古汉山矿回采巷道围岩条件差，属于软岩，顶板破碎，难以支护，同时直接顶属于复合类结构特征，为了保证巷道顶板从掘进到回采结束，不发生大的离层破坏，本文通过大量实测数据收集与整理，理论计算，对回采巷道进行了巷道支护的初步设计，以确保巷道在服务期间不发生顶板冒落现象。
1 工作面概况
1701回风巷地面标高+96～+98m，工作面标高-337.7～-295m。该工作面位于17采区轨道上山东翼中部，北为21未采区，南为21031设计工作面;西为21回风下山，东为赤庄断层保护煤柱。走向长652m，煤层厚度约为3.4m，煤层结构简单，煤层倾角约为14°。工作面直接顶为厚度为30m的砂质泥岩，老顶为9.3m的细砂岩，底板为8.16m砂质泥岩。具体岩性如图1所示。
2 支护设计
结合古汉山矿煤巷顶层已掘进巷道的支护经验数据，采用理论计算法和工程类比法进行锚网+锚索支护设计。
2.1 理论计算
2.1.1 按悬吊理论计算锚杆参数：
①锚杆长度计算
L=KH+L1+L2（2-1）
式中：L——锚杆长度，mm;
H——冒落拱高度，mm;
K——安全系数，一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，若为泥岩一般按经验取600mm;
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取40mm。
其中：H=B÷2f=3800÷（2×3）=634mm
式中：B——巷道开掘宽度，取3800mm;
f——岩石坚固性系数，取3;
则：L=2×634+600+40=1908mm。
②锚杆直径计算：
锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即d=35.52■（2-2）
式中，d为锚杆杆体直径，mm;Q为锚固力，由拉拔实验确定，kN;取64kN;σt为杆体材料抗拉强度，MPa，取340MPa; 则d=15.4mm。
③锚杆间距、排距计算：则
a2=Q÷（K×H×γ）
式中：a——锚杆间排距，mm;
Q——锚杆设计锚固力，64kN/根;
K——安全系数，一般取K=2;
H——冒落拱高度，取634mm;
γ——被悬吊岩石的重力密度，取20kN/m3;
a=1.58m。
2.1.2 锚杆锚固长度：根据锚固力应大于锚杆杆体极限载荷的原则，由锚杆杆体极限载荷和树脂卷与围岩的粘结强度确定锚固段长度L0：
L0=Pm/2πRL （2-3）
=235×103/2×3.14×14×2.0×106×10-3
=1.34m
式中：Pm——设计锚固力，高强预应力锚杆体极限载荷235kN;
R——锚孔半径，2R=28mm;
L0——锚固长度;
L——树脂药卷与钻孔壁的粘结度，按煤体考虑，取2.0MPa。
则需要用树脂药卷长度：
L=[（R2-R22）/ R12]·L0（2-4）
=[（142-102）/11.52]×1.34
=0.97m
式中：L—需要树脂锚固卷长度;
R——钻孔半径，R=14mm;
R2——锚杆半径，R2=10mm;
R1——药卷半径，R1=11.5mm;
L0——锚固长度，L0=1.34m。
2.1.3 锚索长度的确定：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中：
L——锚索总长度，m;
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m;
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4.1m;
Lc——上托盘及锚具的厚度，取0.1m;
Ld——需要外露的张拉长度，取0.20m。
按GBJ86-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La≥（K·d1·fa）/4fc （2-5）
式中：
K——安全系数，取K=2;
d1——锚索钢绞线直径，取18.9mm;
fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2（1960Mpa，合1922.76N/mm2）;
fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取18N/mm2。
则La≥（2×18.9×1922.76）/（4×18）≈1.009m
取La=1.13m
则L=1.13+4.1+0.1+0.2=5.53m。
2.1.4 锚索锚固长度
按锚固剂与围岩（煤）的最小粘结力和锚索的破断载荷估算锚固段长度：
L0=Pm/2πRL（2-6）
=（240×2×103）/（2×3.14×14×2.0×103）
=2.72m
式中：
Pm——设计锚固力，圆钢锚杆体极限载荷240×2kN;
R——锚孔半径，R=14mm;
L0——锚固长度;
L——树脂药卷与钻孔壁的粘结度，按煤体考虑，取2.0MPa。
则需要用树脂药卷长度：
L=[（R2—R22）/ R12]·L0 （2-7）
=[（142-9.452）/11.52]×2.72
=2.20m
式中：
L——需要树脂锚固卷长度;
R——钻孔半径，R=14mm;
R2——锚索半径，R2=9.45mm;
R1——药卷半径，R1=11.5mm;
L0——锚固长度，L0=2.72m。
2.2 工程类比
1701皮回联络巷采用锚网索支护，支护效果良好，能够满足安全及生产需要。根据1701皮回联络巷顶底板岩性和现掘进巷道顶板类似，所以选择1701皮回联络巷为该巷支护设计的类比对象。
3 结论
①通过计算得出采用锚杆直径Φ=15.4mm，长度L=1908mm，间排距1580mm，锚杆锚固剂总长度0.97 m/孔，锚索长6.28m，直径Φ=18.9mm，锚杆锚固剂总长度2.2m/孔。②工程类比得出使用计算得出参数设计的支护材料对巷道进行支护可有效控制巷道顶板和两帮的围岩变形，最终实现工作面的安全高效生产。
参考文献：
[1]张茂.锚杆支护技术的应用现状和前景分析[J].太原科技，2005，02（6）.
[2]锚杆支护技术的发展及应用[J].煤炭技术，2007（08）.
[3]孙长春.小纪汗煤矿首采工作面锚杆支护设计与应用[J].煤炭与化工，2014（01）.
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更新时间：2025/3/21 20:21:40