全断面锚网(索)（精选6篇）
全断面锚网(索) 篇1
凉水井煤矿地处榆神矿区二期规划区的西北部, 矿井北接神府矿区, 南邻西包铁路, 西与锦界煤矿毗邻, 年产量400万t。凉水井煤矿421盘区的42108工作面宽度240m, 走向长度为4 045m, 开采的4-2煤平均厚度约为3m, 采用综合机械化采煤方法。在回采过程中发现42108工作面回风顺槽巷道变形量过大, 围岩处于不稳定状态, 从而进行巷道锚杆支护优化设计, 并对优化前及优化后的支护效果进行对比分析, 为相似工程提供了理论及实践依据。
1 工程概况
凉水井煤矿42108回风顺槽断面设计主要为矩形, 巷道平均埋深190m。该工作面回风顺槽顶板为层状复合顶板, 煤层上岩体为软硬交替层状岩石, 其中有少量夹矸, 夹矸平均厚度为0.15m。巷道顶板直接顶为泥岩, 老顶为砂岩, 老顶单轴抗压强度R c=23M Pa, 抗拉强度R t=23M Pa。老顶岩性为上部粗砂岩, 下部细砂岩, 岩体中含石英, 长石及云母。直接顶泥岩平均为1.9m, 含植物化石及黄铁矿结核。直接底为粉砂岩, 平均厚为1.5m, 灰色、灰黑色, 硬度中等, 夹石英砂岩薄层。老底为粉砂岩加石英砂岩, 平均厚度为11.43m, 灰色, 黑灰色, 粉砂岩、石英砂岩互层, 硬度中等, 为石英砂岩时硬度较硬, 含植物化石等。
2 原有支护方式分析
原有顶板支护参数如下:A.锚杆为φ20m m左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2.2m。锚杆间排距0.9×0.8m, 每排4根锚杆, 中间与顶板垂直;钻孔直径为28m m, 锚固长度为950m m。B.锚索采用φ17.8m m钢绞线锚索, 长度为7.0m, 外露长度250m m。采用2+1+2形式布置, 锚索排距1.6m, 单双交替布置, 锚索间距为1.3m, 两边各1.0m, 1根时布置在巷道中间;锚固长度1.5m。原有巷帮支护参数如下:锚杆采用规格为φ18×2000m m左旋螺纹钢, 排距为0.8m, 锚杆间距0.9m, 每排3根锚杆, 上留200m m, 下留500m m。锚杆角度:巷帮上下角部锚杆与水平线成10°布设, 其余锚杆垂直煤帮布设。
为了分析研究原有支护方案的支护效果, 对工作面回风顺槽原有支护段顶板下沉情况, 两帮收敛情况进行了监测。现将部分监测结果总结如下。
42108工作面回风巷道监测断面共监测20d, 顶底板累计移近量达17.95m m, 顶板最大沉降速率为6.69m m/d, 最终沉降速率不超过0.15m m/d。两帮累计收敛量达56.93m m, 最大收敛速率为23.39m m/d, 最终收敛速率不超过0.49m m/d, 分别见图所示。
由以上监测结果可以看出42108工作面回风顺槽在巷道开挖后12d时间内顶板变形趋于稳定, 原有支护体系存在一些缺陷, 对顶板岩层及两帮的控制力度不够。在巷道开挖后, 支护抵抗顶板垂向荷载的效果不好, 导致顶板下沉量大, 巷道收敛变形大, 所以需要对支护参数进行优化。
3 支护参数优化效果分析
对凉水井煤矿42108回风顺槽支护参数优化方案如下:A.锚杆。顶部4根锚杆, φ18×2000m m型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为900×1000m m, 锚固长度1200m m, 靠近两帮的两根锚杆与水平呈45°进行锚固;巷道两帮各3根锚杆, φ18×1800m m型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为900×1 000m m, 锚固长度1200m m。B.锚索。取锚索长度为6.5m, 锚固长度为1.8m (注:单根锚固剂长600m m) , 锚索间排距为1.6×3m。
在对42108工作面回风顺槽支护体系进行优化后, 为了验证优化后的支护体系有更好的支护效果, 将所得优化支护参数应用于42108工作面回风顺槽50m试验段, 并在实施后对试验段进行跟踪监测。
在巷道试验段施工时紧跟工作面进行巷道顶板下沉量、两帮收敛等内容的监测。在原有支护情况下42108工作面回风顺槽顶板最大下沉量为34m m, 两帮最大移近量为55m m。监测结果显示顶板下沉稳定时间仍为12d左右, 但是巷道顶板最大下沉量为17.8m m, 比原支护体系有所降低, 同时巷道两帮最大收敛量为32.6m m, 两帮收敛量明显下降。
4 结论
通过对原有及优化后的支护方案进行跟踪监测, 发现应用优化后的支护方案后, 巷道顶板稳定性良好, 巷道顶板没有出现任何裂缝, 巷道两帮也没有片帮情况出现。因此支护优化方案是合理的, 可以为其他类似地质条件巷道的支护设计提供理论参考。
参考文献
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大断面开切眼锚网索支护技术研究 篇2
随着现代化矿井开采技术的发展, 矿井开采强度与规模的增加, 开采工艺的机械化水平不断提高, 各种大型设备应运而生[1]。为满足井下通风、行人、运输和大型设备的安装要求, 小断面的巷道已经不能满足生产的要求, 巷道的断面越来越大[2]。巷道断面的增加给其维护带来了巨大的困难, 大断面巷道的支护问题已经严重影响了煤矿的安全高效生产, 并引起了人们越来越多的关注[3]。回采工作面开切眼是采煤工作面设备安装的通道, 其特点是断面大, 服务时间短, 并且不受回采动压影响[4]。因此, 大断面开切眼巷道的支护既要保证支护效果, 又要考虑到服务期限, 降低其支护成本。王庄煤矿3502工作面开切眼巷道掘进断面积达到45m2, 由于断面超大, 支护难度较普通巷道显著增加。为满足巷道支护要求, 本文根据锚网索支护的内外承载结构原理, 对3502开切眼的支护实践展开研究。
1 工程概况
王庄煤矿主采煤层为二叠系山西组3号煤层, 俗称“香煤”, 平均厚度5.08m, 倾角2-6°, 煤层中普遍含1~3层夹矸, 为全区可采的稳定煤层。3502工作面为35采区第2个回采工作面, 采用大采高综合机械化采煤法, 顶板采用全部垮落法管理, 工作面地面标高为1128m-1323m, 井下标高979m-1004m, 走向长度1705.5m, 倾向长度300m。工作面伪顶为黑色炭质泥岩, 结构疏松, 随采随落, 平均厚度0.3m。直接顶为深灰色、灰黑色的泥岩和细粒砂岩, 厚层状, 均匀层理, 平均厚度3.69m, 抗压强度18.3MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为软弱岩石。基本顶为中厚-厚层状细粒砂岩, 泥质胶结, 分选中等, 平均厚度3.92m, 抗压强度46.6MPa, 抗拉强度3.29MPa, 为坚硬岩石。直接底为灰黑色泥岩, 薄层状, 上部见大量植物根化石, 平均厚度1.1m, 抗压强度25.1MPa, 抗拉强度1.3MPa, 为中硬岩石。基本底为灰-深灰色细粒砂岩, 薄-中厚层状, 局部相变为粉砂岩, 泥质胶结、分选中等, 平均厚度1.03m, 抗压强度40.1MPa, 抗拉强度1.93MPa, 为坚硬岩石。
2 锚杆索支护内外承载结构控制原理
巷道围岩的内承载结构是指通过采用锚杆、支架或锚注等支护方式, 在巷道周边的破碎区和部分塑性区煤岩体中形成的支护结构体[5]。内承载结构的主要作用是承担小部分围岩应力, 改善围岩应力状态, 对外承载结构提供径向支护力, 保证外承载结构的稳定, 同时通过对破碎区的围岩施加支护阻力, 控制破碎区煤岩体的变形量和变形速度, 内承载结构在巷道围岩的稳定性控制中起着关键作用[6]。
巷道围岩的外承载结构是指通过采用锚索支护, 锚索的锚固长度超过塑性区边界进入弹性区, 锚固端达到支承应力的峰值点附近, 以塑性区和部分弹性区煤岩体形成的支护结构体[7]。外承载结构的主要作用是承担大部分围岩应力, 限制塑性区的扩展, 对内承载结构提供保护, 在巷道的围岩稳定性控制中起重要作用, 是主要的承载结构体[8]。巷道围岩的内外承载结构模型见图1。
通过采用高强锚杆、金属网和钢带联合支护, 对巷道表面围岩施加预紧力并实现预紧力的有效扩散, 可以显著改善围岩中应力状态, 提高围岩体的强度, 形成稳定的内承载结构。在高强锚网支护的基础上, 通过施工小孔径高预紧力锚索, 对巷道围岩施加更大的预紧力, 并调动深部围岩的承载能力, 形成外承载结构。通过内外承载结构的耦合作用, 共同实现巷道围岩的稳定。
3 工程应用
3502工作面开切眼为超大断面矩形巷道, 巷道掘宽9m, 掘高5m, 断面积45m2。巷道沿煤层顶板掘进, 采用综掘机施工, 分两次掘进达设计断面。第一次掘进断面为5.5m×5m, 一次掘进和支护完成后, 在采空区侧进行二次扩帮, 刷扩断面为3.5m×5m。
3.1 具体支护参数
①巷道顶板采用10根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 10#铁丝编制的金属网进行支护。锚杆规格为Ф20mm×2200mm, 配套高强度螺母、高强度托板调心球形垫及尼龙垫圈和拱形高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和一支Z2360型树脂药卷。钢筋梁规格为3050mm×80mm+4950mm×80mm, 金属网网孔规格为50mm×50mm, 网片规格为5700mm×1100mm。一次开切眼锚杆间距900mm, 刷扩开切眼锚杆间距950mm, 排距1000mm。中间8根锚杆垂直顶板布置, 角锚杆外斜10°布置。锚固力≥100k N, 扭矩≥150Nm。
②顶板每排锚杆之间布置锚索进行支护, 锚索采用“三四三四”交替布置。锚索规格为Ф18.9mm×6000mm的1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 锚索托盘为300mm×300mm×16mm高强度托盘, 锚固剂为一支K2335和两支Z2360型树脂药卷。锚索间距2000mm, 排距1000mm, 垂直顶板打设。锚固力≥150k N, 预紧力≥100k N。
③巷道左帮采用6根高强左旋螺纹钢锚杆加Ф14mm圆钢焊制的钢筋梁, 高强度阻燃塑料网进行支护;巷道右帮采用5根玻璃钢锚杆加高强度阻燃塑料网进行支护。锚杆规格为Ф18mm×1800mm, 托盘为150mm×300mm×50mm的木托板加120mm×120mm×8mm拱形高强度托板, 锚固剂为一支Z2360型树脂药卷。左帮钢筋梁规格为4200mm×80mm, 塑料网网孔规格为50×50mm, 网片规格为3400mm×1100mm。巷道左、右两帮锚杆间距分别为850mm和1000mm, 排距均为1000mm, 两帮上部锚杆上斜10°布置, 其余锚杆水平布置。锚固力≥50k N, 扭矩≥100Nm。
④当顶板遇裂隙、构造、断层或顶板不稳定等特殊情况, 及时调整支护方案, 改变锚杆和锚索的间排距, 缩小循环进尺, 并制定专项安全技术措施。
3.2 巷道支护效果
3502开切眼按照设计的支护方案进行施工, 每50m布置一个矿压观测站对巷道顶板动态进行监测。根据矿压观测结果, 巷道从掘出后到工作面安装完成期间, 顶板基本未发生离层。监测结果表明, 巷道采用的锚网索+钢筋梯子梁支护方式支护效果显著, 有效控制了巷道围岩变形, 保证了开切眼的稳定与安全, 支护设计比较合理。
4 结论
本文对王庄煤矿3502开切眼的巷道支护进行研究, 形成了以下结论:
①分析了锚杆索支护的内外承载结构原理, 锚杆支护形成内承载结构, 改善围岩应力并对外承载结构提供径向支护, 锚索支护形成外承载结构, 承担支护应力并对内承载结构提供保护。
②提出了适合3502开切眼的锚网索支护技术, 确定了合理的支护参数, 并成功的进行了现场应用。矿压观测表明, 巷道服务期间基本没有发生顶板离层和大变形, 该方案取得了良好的支护效果。
③对于大断面煤巷的支护, 锚网索联合支护方式技术上优越, 经济上合理, 能够有效解决此类巷道的支护难题。本文研究的巷道支护方式和支护参数, 可为类似条件下的巷道支护提供参考借鉴。
摘要：为解决王庄煤矿3502回采工作面大断面开切眼的支护难题, 分析了锚杆索支护形成的内外承载结构的特点, 采用以高预应力锚杆索为核心的主动支护技术, 确定了合理的支护参数, 并进行了现场工业性试验。矿压观测表明, 该支护方式有效控制了巷道围岩变形, 取得了良好的支护效果, 为“高新精尖”大采高工作面的设备安装和顺利回采创造了条件。3502大断面开切眼所应用的支护方案在技术上优越, 经济上合理, 可在类似条件的巷道支护实践中参考应用。
关键词：大断面开切眼,锚网索支护,内外承载结构,煤层巷道
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全断面锚网(索) 篇3
1 工程概况
河南能源义煤公司常村煤矿21220 工作面位于21 采区3 条下山西翼, 自上而下第10 个工作面, 上部为已回采完毕的21200 工作面, 下部为未开掘的21240 工作面, 西部与跃进井田相邻。工作面可采走向长689 m, 倾斜长268 m, 21220 运输巷位于21采区下部, 巷道埋深800 m, 设计长度690 m。
2 巷道围岩变形特征及应力分析
21220 运输巷沿2-3 煤层底板 ( 留底煤1. 5 m) 掘进, 煤层顶底板均为泥岩, 直接顶为深灰色泥岩, 疏松易滑落, 直接底为灰黑色炭质泥岩, 局部夹多层薄煤线, 松软, 遇水易膨胀。
2014 年7 月对井下进行了煤岩体地质力学原位测试, 21220 运输巷附近最大水平主应力25. 25MPa, 垂直应力19. 08 MPa, 最小水平主应力13. 46MPa, 应力场形式为 σHV, 即 σH> σV> σh, 原岩应力场为高应力值场。
天地公司技术人员采用顶板窥视仪对已掘进的21220 运输巷外段进行顶板窥视, 通过窥视发现巷道浅部煤岩体破坏较为严重, 煤岩体存在离层和破碎现象, 而深部煤岩体相对较为完整; 窥视结果表明21220 运输巷围岩变形由浅部向深部发展较快, 原支护技术不能有效控制巷道围岩变形。
3 支护方案优化
3. 1 原21220 运输巷外段支护
常村煤矿原21220 运输巷采用锚网 ( 索) 架36U-6. 0 m拱形支架配合液压抬棚复合支护方式, 棚距800 mm。巷道全断面打设Ø22 mm × 2 500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 挂设10#铁丝金属网, 锚固方式: 树脂加长锚固, 每根锚杆配K2350 和CK2340 树脂锚固剂各1 支, 锚杆托板为方形碟状铁托盘 ( 基本为平托板) , 锚杆间排距700 mm × 800mm; 锚索为Ø17. 8 mm × 8 000 mm低松弛钢绞线锚索, 锚索托梁采用500 mm长的12#矿工字钢短节制作, 锚索间排距均为1 500 mm, 每排4 根锚索; 巷道中间打设1 道液压抬棚, 液压抬棚最大工作阻力为2 200 kN。
通过对巷道顶板围岩监测可知, 3 个月后巷道顶板平均下沉0. 5 m, 底鼓1. 5 m, 两帮平均位移1m, 产生变形的原因为: ①巷道围岩承载力低, 遇水及掘进挠动影响, 浅部围岩容易产生结构型破坏, 自身失去承载能力; ②主动支护体系失效, 锚杆锚索难以锚固在巷道顶板坚硬且稳定的岩层中; ③锚杆、锚索抗拉强度低难以抵抗巷道围岩变形, 锚杆、锚索托盘出现脱落现象。
3. 2 36U大棚距强力锚网 ( 索) 支护原理及技术
高应力下软岩巷道[3]支护技术关键是控制巷道直接顶板的离层, 直接顶的离层会使两帮载荷增大, 导致两帮煤岩体松动半径的增加, 继而直接顶的有效跨度加长, 离层长度和高度进一步扩大, 同时底板有效跨度加大, 底鼓持续积累, 这样的恶性循环是高应力下软岩巷道难以支护的根源, 因此对高应力作用下软岩巷道采取合理的支护形式缩小巷道围岩松动圈半径, 进而有效地控制巷道围岩稳定。经过与天地科技股份有限公司合作, 通过分析21220 工作面运输巷围岩结构及现场破坏状况, 对原巷道支护参数进行优化, 采用强力锚网 ( 索) 大棚距36U支架联合耦合支护[4,5,6]控制巷道围岩。采用新支护形式能够实现支护体与围岩之间在强度、刚度以及预应力耦合, 通过柔性支护产生有限控制变形释放围岩压力, 再通过刚性支护控制围岩的有害大变形, 从而实现支护一体化及荷载均匀化, 进而有效控制深部巷道围岩大变形破坏。
( 1) 锚杆及锚索。①锚杆采用Ø22 mm × 2 400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢筋加工而成, 每根锚杆配高强度M24 螺母以及高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 托板采用拱形高强度托板。采用树脂全长锚固, 每根锚杆配3 支低黏度树脂锚固剂 ( 1 支MSK2660 树脂药卷及2 支MSM2660 药卷) 。巷道全断面铺10#铁丝金属网, 锚杆垂直于巷道岩面打设, 锚杆间排距为900 mm × 900 mm。②顶帮锚索直径均为22 mm, 采用119 股高强度低松弛预应力钢绞线加工而成。顶锚索长度6 300 mm, 帮锚索长度4 300 mm。每根锚索采用1 支MSK2335 和2 支MSZ2360 树脂锚固剂锚固, 锚固长度1 970 mm。托盘采用300 mm × 300 mm × 14 mm高强度可调心托板及配套锁具, 承载能力550 kN。顶板锚索与锚杆进行插花布置, 锚索位于2 排锚杆之间, 间排距均为1 800 mm; 两帮锚索呈“五花”布置, 上帮每两排锚杆之间布置2 根锚索, 下帮每2 排锚杆之间布置3根锚索, 锚索距巷道底板垂直距离不小于800 mm, 帮锚索间排距为900 mm × 1 800 mm。
( 2) 支架。支架采用36U-6. 0 m三心拱可缩性支架, 棚距1 200 mm。支架净宽6 000 mm, 直墙高为1 700 mm, 净高3 800 mm, 净断面18. 5 m2。支架顶部让压500 mm, 两帮让压300 mm, 支架顶部空间部分用木实绞架均匀接顶。支架梁腿搭接600 mm, 搭接处均采用3 套金属卡缆固定, 距支架拱顶中心500 mm及支架腿底以上1 500 mm处各用一套金属卡缆及金属拉板固定, 金属拉板长620 mm; 巷道正中间打设一道液压抬棚加强支护[7,8]。
( 3) 锚固力及预紧力。锚杆承载力不低于297kN, 锚杆预紧力不小于400 N·m; 锚索承载力不低于550 kN, 张紧力不低于210 kN。
4 应用效果分析
为了监测巷道支护效果, 在21220 运输巷设置矿压综合观测站, 对巷道表面位移、顶板离层以及锚杆、锚索受力进行了监测, 并对矿压测站监测数据进行分析。
4. 1 顶板离层监测
21220 运输巷试验巷道段每隔30 ~ 50 m安装1个顶板离层仪, 深基点设置为6 m, 浅基点设置为2. 4 m, 通过对巷道顶板离层观测结果可以看出, 顶板离层值较小。顶板岩层比较稳定, 这也说明了全长锚固高预应力高强度锚杆支护体系能很好地控制巷道顶板岩层的稳定 ( 图2) 。
4. 2 锚杆、锚索受力监测
为了监测锚杆、锚索受力情况, 在巷道顶帮锚杆、锚索上安装受力计, 实施监测锚杆、锚索受力状况 ( 图3) 。
( 1) 由于锚杆初期施加预紧力较大, 后期增长不大, 随着煤炮的发生, 偶尔出现波动, 整体呈现逐渐平稳的趋势, 锚杆最大受力180 kN。
( 2) 锚索初期预紧力为210 ~ 245 kN, 预紧力经过张拉损失后均保持在140 ~ 170 kN, 随着巷道掘进进行, 锚索受力逐渐增加, 当发生煤炮后, 锚索发生了较小波动, 与锚杆相比, 波动较小, 后期稳定后, 其受力为160 ~ 450 kN。
4. 3 巷道围岩变形分析
巷道掘进初期, 围岩变形较大, 两帮变形量约3mm / d, 顶板变形约20 mm / d, 巷道围岩变形随着与掘进工作面距离和持续时间而趋于稳定, 最终巷道顶底板最大变形量约500 mm, ( 其中顶板下沉100mm, 底鼓400 mm, 底鼓主要是受巷道淋水影响) 两帮最大移近量为450 mm。巷道采用强力锚网 ( 索) 、大棚距新支护后, 巷道围岩得到了有效控制, 巷道支护整体趋于稳定 ( 图4) 。
5 结语
( 1) 通过对常村煤矿21220 工作面运输巷围岩结构及变形破坏特征分析得出巷道围岩为高应力软软岩体, 原巷道锚网 ( 索) 支护强度低不能与巷道围岩进行耦合是造成围岩失稳变形破坏的主要原因。
( 2) 采用强力锚网 ( 索) 大棚距支护技术能有效降低支护成本, 与原巷道支护相比可节约成本750元/m, 具有良好的经济效益。
( 3) 采用强力锚网 ( 索) 大棚距支护技术能有效控制巷道围岩变形, 确保巷道围岩稳定, 减轻巷道返修次数, 对类似工程的施工具有借鉴意义。
摘要：常村煤矿21220工作面运输巷埋深大、围岩应力大, 受掘进及回采动压影响巷道支护困难。通过研究巷道围岩变形破坏机理、采用耦合支护理论及深部煤巷控制技术, 提出了强力锚网 (索) 大棚距支护控制新支护技术方案。应用结果表明:巷道顶板最大位移量为100 mm, 底板最大位移量为400 mm, 两帮最大位移量为450 mm。巷道顶底板及两帮位移量较原支护体有明显减少, 新支护技术能够充分发挥围岩的主动支护能力, 提高了围岩的整体承载能力, 巷道围岩变形得到了有效控制。
关键词：大断面,巷道围岩,强力锚网 (索) ,支护技术
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全断面锚网(索) 篇4
赵家寨煤矿为设计生产能力300万t/a的现代化大型矿井, 目前矿井东翼采区已正常回采, 西翼大巷正在紧张掘进过程中, 根据巷道掘进过程中揭露的围岩状况表明, 西大巷巷道围岩岩性以灰岩、砂质泥岩、泥岩等为主, 当巷道围岩岩性为灰岩为主时巷道采用一次锚网支护后, 巷道除个别位置喷层片裂外, 整体维护状况良好;而当围岩岩性以砂质泥岩、泥岩为主时巷道变形量较大。由于西大巷是矿井一水平的主要开拓大巷, 巷道服务直至矿井报废且矿车运输频繁, 未来还将掘进与之平行的皮带大巷, 为保障巷道的长期使用断面, 避免矿井生产期间进行修复而影响正常生产, 迫切需要针对西大巷大断面泥质软岩巷道支护方式展开研究。
1 巷道支护状况分析
西大巷设计断面为直墙半圆拱形巷道, 设计净断面尺寸为4.8 m×4.0 m, 掘进断面达到18 m2。锚网支护中选用φ22×2 500 mm的高强锚杆, 锚杆间排距为750 mm×750 mm, 配合使用直径6 mm的钢筋网护表。当巷道围岩大部为灰岩时采用上述支护方案后, 除个别部位出现巷道喷层片裂外, 巷道整体维护状况良好。而一旦巷道围岩以砂质泥岩、泥岩为主时, 不仅巷道喷层大量开裂、脱落, 而且巷道明显全断面收缩。为改善巷道维护状况, 在巷道起拱线以上布置了4根点锚索, 个别地段帮部也采用点锚索进行加强支护, 点锚索托盘尺寸为200 mm×200 mm, 试图借此控制围岩变形, 然而即便如此巷道变形仍未能得到有效控制。
结合巷道掘进过程中揭露的围岩条件和支护状况, 西大巷支护中存在的主要问题: (1) 泥质软岩岩性较差, 从巷道迎头揭露的围岩岩性看, 无论砂质泥岩或泥岩其层理、节理均较为发育, 由于岩体中大量结构面的存在, 使得泥质岩体的强度大幅度降低, 在高应力作用下很容易变形、失稳。 (2) 支护措施缺乏针对性, 支护体的支护性能难以充分发挥。尽管近年来锚杆支护理论及技术得到深入研究和发展, 锚杆支护以其在改善围岩体受力状况, 提高围岩体强度和发挥围岩自承载能力方面的优势得到了广泛应用。然而软岩支护问题较为突出的郑州矿区的大量工程实践表明:当前锚杆支护技术对巷道围岩赋存条件依赖性依然较高, 在节理裂隙极为发育的破碎软岩巷道中, 锚杆支护在巷道浅部围岩难以形成稳定、有效的承载结构, 造成锚杆支护承载能力难以充分发挥, 不仅难以控制此类巷道的强烈变形, 而且由于局部承载结构破坏诱发的锚网支护大面积失效, 导致巷道大面积冒顶、垮塌的事故屡有发生。 (3) 锚网支护结构稳定性较差。无论主动支护或被动支护, 其支护实质均是在巷道围岩浅部形成具有一定承载能力的稳定承载结构, 从而控制巷道围岩的强烈变形[2]。现有的直墙半圆拱形巷道锚网支护承载结构可抽象为可动铰支座的二铰拱模型, 由于铰链处具有三个自由度, 使得该结构抗侧压能力较差, 实际巷道支护中应将模型中的可动铰支座近似转化为固定铰支座。同时根据大量理论分析结果[1,2], 在结构承载能力方面顶板拱结构远高于两帮的梁结构, 而其实际承载过程中一方面顶板拱结构承载能力大于两帮梁结构;另一方面顶板拱结构承载能力又受两帮梁结构制约, 一旦两帮梁结构产生破坏, 顶板拱结构承载能力随之急剧降低。
2 软岩的变形特征
工程实践中研究对象主要是在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体, 此类工程软岩的变形特点为[3]: (1) 强度低、自稳时间短、变形速度快, 破坏前总变形量大。软岩层中最典型的是泥岩, 一般软泥岩单轴抗压强度小于10 MPa, 最低0.6 MPa左右。由于其强度低, 所以开挖后自稳时间短, 变形速度快, 破坏前总应变量一般超过5%。 (2) 容重小、孔隙率大、含水率高, 吸水或减水膨胀力大。软岩一般情况下结构疏松、容重小, 孔隙率大, 致使含水率增高。因此, 一般软岩开挖后, 其膨胀率随时间呈增长趋势, 软岩含有成分不同, 吸水和减水都可使膨胀力增加。 (3) 对震动敏感性强。软岩由于本身结构松散, 胶结程度差, 强度低等特点, 对低频弹性波的吸收能力强, 因此抗震性能低, 疲劳强度小, 所以在低频重复性荷载爆轰波的作用下, 对其本身的完整性和强度影响很大。 (4) 流变性明显。松软岩层的流变性大, 有的软岩只处于塑性流变阶段, 当含水大时, 流变性更加明显。有的软岩工程开挖后, 其流变性像砂涌, 会出现越挖涌得越多, 以至不可收拾。 (5) 开挖后产生大松动圈。软岩地下工程开挖后, 由于围岩强度低, 或围岩处在高应力区等原因, 应力很容易超过其自身强度, 使周围产生松动, 出现较大范围松动圈。
3 大断面软岩巷道二次支护技术
3.1 控制软岩巷道大变形的技术思路
基于上述软岩变形特征及其影响因素分析, 控制软岩巷道强烈变形的首要措施是在支护初期支护体能够提供较高的支护阻力, 在巷道浅部围岩中形成一定强度的承载结构, 控制浅部岩体的强烈剪胀变形;其次通过小孔径预应力锚索在关键部位实施耦合支护, 将深部稳定岩体和浅部承载结构耦合为一体, 充分发挥围岩体的承载能力。
3.2 二次锚网索耦合支护技术方案
针对原有一次锚网支护整体支护强度偏低的特点, 采用高强锚网索耦合支护技术。
如图1所示, 在断面A中锚网支护中顶、帮锚杆采用φ22×2 500 mm的高强螺纹钢锚杆, 锚杆间排距为750 mm×750 mm, 所有锚杆尾部螺纹应使用滚丝机加工, 减小锚杆强度损失。每个锚杆孔使用2支K2350树脂锚固剂, 理论锚固长度约1.76 m, 两帮底角锚杆向下扎角10°, 辅助控制巷道底鼓, 锚杆预紧力矩应不小于300 N.m。
为提高锚网支护承载结构的承载能力, 在图1中相应锚杆位置由锚索替代, 如图2所示。锚索采用直径17.8 mm, 长度5 000 mm的1860钢绞线, 要求锚索预应力不低于70 kN。
4 支护效果分析
为检验锚网索耦合支护方案实施后的支护效果, 在西大巷大断面软岩巷道段布置观测点, 对围岩变形情况进行观测。监测结果表明:采用该锚网索支护方案1个月后, 西大巷变形就趋于稳定, 巷道两帮相对移近量平均30 mm左右, 顶底板相对移近量平均85 mm左右, 西大巷围岩稳定性得到显著提高, 同时由于底板未采取支护措施, 同时受施工中水体影响, 局部地段存在一定底鼓, 但通过对底板进行及时修复, 并严格管理施工用水后, 巷道底鼓得到有效控制。
参考文献
[1]荆升国, 谢文兵, 等.重复跨采条件下耦合支护技术研究[J].煤炭工程, 2008 (12)
[2]荆升国.高应力破碎软岩巷道棚-索协同支护围岩控制机理研究[D].徐州:中国矿业大学, 2009
全断面锚网(索) 篇5
关键词：矿井深部,大断面硐室,砌喧支护,锚网索喷
1 概况
某矿II61下运输下山架空乘人硐室设计为半圆拱形断面, 净宽×净高×长度=6 m×4.8 m×25.2 m, 硐室毛断面26.4 m2。该硐室标高-720 m, 埋深753 m, 若上覆岩层平均容重按2 700 kg/m3考虑, 则理论上巷道所处垂直应力在20 MPa左右。硐室所处区域地质构造较为复杂, 主要揭露的构造为断层构造, 其附近运输下山掘进过程揭露EF30正断层。巷道在掘进期间揭露的岩层主要为松软泥岩、细砂岩、煤页岩, 该岩层整体稳定性差, 且在断层构造影响下, 巷道围岩内部节理裂隙发育, 岩体被切割成块状, 围岩的强度很低 (小于18 MPa) 。大断面硐室由于跨度大, 施工工艺复杂, 开挖后应力重新分布, 围岩塑性变形严重, 承载能力急剧下降, 在较小的应力扰动下, 就有片帮和冒顶现象发生, 加上硐室跨度较大, 巷道顶板、两帮裸露面积较大, 巷道围岩稳定性差。造成支护尤为困难, 是矿井延深工程中主要技术难题之一, 因此, 进行合理支护设计与施工具有重要意义。
2 锚网索喷联合支护
2.1 支护方式选择
架空乘人车硐室断面大, 使用年限长, 对硐室支护结构方案的选择要从永久、坚固、经济、工期、施工等各方面考虑。
(1) 砌喧支护。属于被动支护, 不能充分发挥围岩自身支撑能力。而且由于料石为刚性平面, 其与巷道接触难, 与壁面存在间隙, 但是, 由于目前壁后充填技术的局限性, 料石与围岩壁面很难被填满封实。在围岩变形压力下, 难以有效阻碍围岩塑性区的进一步变形。料石由于不可缩, 当围岩塑性变形区不断扩展到产生足够大碎胀压力时, 若其超过料石的极限抗压强度, 料石便碎裂和破坏, 硐室支护结构失稳破坏, 硐室一旦破坏维修十分困难。
(2) 硐室支护采用锚杆、钢筋自联网、钢筋梯子梁、锚索联合支护结构的主动支护形式, 充分发挥围岩自承载能力。支护强度高, 质量稳定, 施工速度快, 是一种主动承载的支护方式。
根据上述两种方案的对比, 任何硐室施工过程中, 采用锚梁网索喷支护方案较优。
2.2 锚网索喷联合支护原理
(1) 锚杆是支护的主体, 锚杆支护的实质是:锚杆与锚固区域的岩体相互作用组成锚固体, 形成统一的承载结构, 使围岩成为承载的主体;能够改善塑性变形状态下岩体的弹性模量、粘聚力和内摩擦角等力学参数, 相应地强化锚固区域内岩体峰值强度、峰后强度和残余强度[1]。
(2) 金属网的钢筋在承受围岩压力的同时, 而且能改善岩体的受力状态, 提高岩体强度来承受围岩压力, 以充分发挥岩体的自承能力。其支护具有一定的柔性, 具有让压作用。
(3) 钢筋梯子梁提高锚杆支护的支撑面积, 提供更大区域的三向应力, 提高围岩的自承能力。
(4) 锚索能将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部岩体相连, 能充分调动深部岩体的承载能力, 提高支护系统的整体稳定性。
(5) 喷混凝土的目的在于: (1) 大断面硐室施工造成的超欠挖, 其表面极其不平整, 凹凸处局部应力集中系数有时高达初始应力的十几倍, 常造成硐室的局部破坏, 喷射混凝土能消除这种应力集中; (2) 喷射混凝土能及时封闭围岩, 封闭裂隙, 防止围岩风化, 且能降低水对岩体强度的影响, 提高围岩稳定性。
2.3 支护参数
(1) 锚杆:采用φ20×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 锚杆间排距为800 mm×800 mm, 采用钻头直径为28 mm的MQT-130锚杆钻机施工锚杆; (2) 树脂锚固剂:每个锚杆孔使用1支K2350、1支Z2350树脂锚固剂 (中速的在孔底) , 理论锚固长度1.38 m, 锚固力不低于80 k N;每个锚索孔使用1支K2350、3支Z2350树脂锚固剂 (中速的在孔底) , 理论锚固长度2.3 m, 锚固力不低于80 k N; (3) 金属网:采用高强度钢筋网护表, 推荐采用电阻焊技术加工的自联网。金属网规格为1 800 mm×1 000 mm, 网孔规格为100 mm×100 mm, 长片沿巷道周向布置、短片沿巷道轴向布置, 长片留沟端沿巷道同顺时针或逆时针无留茬自搭接, 短片压茬100 mm, 钢筋网之间采取互连的方式, 外露留茬端每根钢筋折成弯钩与下一片钢筋网连接; (4) 锚索:采用φ17.8×6 000 mm 1860钢绞线, 采用钻头直径为27 mm的MQT-130锚杆钻机施工锚杆; (5) 钢筋梯子梁:钢筋梯子梁采用φ14 mm圆钢配合长×宽×厚=170 mm×92 mm×8 mm的长方形铁块焊接而成, 孔间距为800 mm; (6) 喷砼材料:标号不低于425#水泥, 喷射混凝土配合比为, 水泥∶黄沙∶石子=1∶2.5∶1.5, 强度不低于C15。架空乘人车硐室锚网索喷联合支护展开图如图1所示。
3 支护效果
在硐室施工完毕后, 设置2个测站, 其中1#、2#相隔10 m, 观测结果如图2、3所示。该处在32 d左右围岩变形趋于稳定, 顶底板的相对位移与两帮相对位移基本相当, 造成两帮相对位移变大的主要原因是, 该硐室平行、间距8 m位置处新掘了一条联络巷, 受巷道掘进影响, 加上对于半圆拱形硐室, 帮部本来是结构薄弱环节, 两帮移近量增大。1#硐室测点变形顶底板及两帮相对位移量都在105 mm左右、2#硐室测点顶底板相对位移量比1#要大, 主要是2#测点附件有一个断面比较小的开关与吊椅硐室, 为三叉口, 应力集中程度较高, 两帮相对位移量小于1#的位移量, 这是因为, 考虑到交叉巷道维护比较困难, 在帮部相对1#多施工了一组帮锚索, 说明锚索发挥了结构补偿作用, 提高了两帮的稳定性, 支护效果良好。
4 结论
锚网索喷与砌碹支护相比, 大大降低了围岩开挖量, 掘进工程量减少约25%;施工工艺简单, 加快了施工速度, 缩短了工期, 降低了工人劳动强度。以锚杆为主的锚网索喷联合支护, 充分发挥了围岩的主动承载性能, 与支护体系形成稳定的支护结构, 从而达到主动支护目的。对该硐室的位移监测结果表明, 支护效果良好, 锚网索喷联合支护在大断面硐室施工中应用取得成功。
参考文献
全断面锚网(索) 篇6
1 工作面概况
22101工作面为西二下盘采区首采工作面, 地面对应位置为周村西南450m位置, 东部和南部为两座原某村集体煤矿;井下南邻该盘区正在掘进的22013工作面, 西部为该盘区三条大巷, 北部为未规划的实体煤。工作面所采煤层为22#煤层, 煤层厚度为10.6~12.7m, 平均为11.6m;煤层倾角为6.5~11.2°, 平均为7.3°;煤层中部有1~2层0.10~0.3m的夹石, 夹石平均厚0.24m。煤层硬度系数f=2~3, 可采系数为1, 该煤层属于稳定可采厚煤层。工作面设计平均采高为3.5m, 放煤高度为8.1m, 采放比为1∶2.31;设计初采不放顶距离为6m, 末采不放煤距离为15m, 两端不放煤宽度为5m。工作面通风方式为“一进一回”U型通风, 机风两巷沿工作面煤层底板掘进, 断面为矩形, 规格 (宽×高) 为5.0×3.5m, 与盘区三条大巷处置布置。2210工作面设计可采走向长度为1810m, 倾斜长度为180m;伪顶为均厚2.20m的泥岩~炭质泥岩~砂质泥岩, 其中以泥岩为主, 伪顶呈灰黑色, 质纯细腻, 中厚层状分布;直接顶板为均厚7.6m的灰白色细粒砂岩, 该细粒砂岩以石英和长石为主, 局部含有煤线;基本顶为均厚22.5m的灰白色细粒砂岩~细粒砂岩~粉砂岩, 以石英和长石为主, 质地坚硬;直接底为均厚2.21m的灰黑色泥岩~碳质泥岩~砂质泥岩, 直接底岩性硬度较差, 硬度较低, 节理裂隙发育程度较高;基本底为均厚4.6m的灰白色中粒砂岩, 中粒砂岩呈厚层状分布, 强度较高。该工作面开切眼设计断面为矩形, 规格 (宽×高) 为9000×3700mm, 支护方式为“锚网索”联合支护。
2 切眼支护方案的确定
2.1 支护方式的选择
以往, 该矿井采煤工作面开切眼支护方式为工字钢棚支护, 工字钢棚支护工序复杂, 施工劳动强度大, 功效低, 对于破碎围岩支护效果较差;同时, 工字钢支护切眼还涉及综采设备安装时的工字钢回收问题, 若支护不当, 回棚时甚至会造成顶板大面积冒落现象, 存在一定的安全隐患。“锚网索”支护是目前应用最为广泛的支护方式, 可充分利用其悬吊和组合拱作用, 增加巷道围岩的整体性和自承载能力, 可有效控制巷道围岩变形和破坏, 保持巷道的稳定性, 应用“锚网索”支护开切眼时还能够简化端头和超前支护, 改善作业环境, 有助于提高开切眼掘进速度和综采设备的安装速度。22101工作面设计开切眼规格 (宽×高) 为9000×3700mm, 采用以前的工字钢棚支护弊端较多, 结合国内其他矿井大断面支护经验, 决定对该工作面切眼采用“锚网索”联合支护。
2.2 理论计算
2.2.1 锚杆参数的确定
(1) 锚杆长度的确定:L=L1+L2+L3=K×H+L2+L3
式中:L-锚杆长度, m;L1-有效锚固长度, m;K-安全系数;H-冒落拱高度, m;L2-锚杆锚固长度, m;L3-锚杆外漏段长度, m。
将已知参数带入上式, 可得L=2×0.84+0.5+0.11=2.28m
式中:Φ-锚杆直径, mm;Q-设计锚固力, 64k N;δ-锚杆抗拉强度, 340MPa。
(3) 锚杆间排距的确定:一般锚杆间排按等距布置, 间排距
式中:γ—岩层容重, 取26.7KN/m3;其他字母表示如上。
由此可知, 满足22101工作面开切眼支护的锚杆需满足L≥2.28m, ≥15.41mm, D≥1.03m, 锚杆支护间排距≤1.03。根据矿井现存有的锚杆型号, 确定使用18×2300mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆。
2.2.2 锚索参数的确定
(1) 锚索长度的确定:L=L1+L2+L3+L4
式中:L—锚索长度, m;L1—锚固长度, m;L2—不稳定岩层厚度 (顶煤厚度) , m;L3—锚索锁具安装所需长度, m;L4—锚索外露段长度, m。
计算可得L=L1+L2+L3+L4=1+8.1+0.2+0.2=9.5m
由此可知, 需满足锚索长度L≥9.5 m, 间排距≤4.25m, 可满足支护要求。
2.2.3 梯子梁和网片的选择
金属网与梯子梁与锚索与锚杆共同作用, 不仅可有效防止破碎煤岩体掉落, 还可以与锚杆和锚索组成联合支护体系提高巷道围岩的整体性和自承载能力。金属网选用6.5mm的4000×1100mm菱形网进行护帮护顶, 网格规格为50×50mm, 网片搭接100~150mm, 用12#铁丝捆扎不少于三圈。梯子梁采用12mm的钢筋焊接而成, 梯子梁长度为3000mm, 梯子梁采用对接形式搭接。
2.2数值模拟研究
2.2.1实验室岩石力学特征测定
采用小孔径巷道围岩取芯, 在实验室做岩石力学特征试验, 结果显示:22#煤层, 节理裂隙较发育, 平均强度为13.05MPa;泥岩, 裂隙发育, 平均强度为94.45MPa;砂质泥岩, 灰黑色, 平均强度为42.31 MPa;炭质泥岩, 灰黑色, 平均强度为22.31MPa;粗粒砂岩, 灰白色, 平均强度为96.46MPa;细粒砂岩, 灰白色, 平均强度为104.43MPa。
2.2.2数值模拟分析
采用FLAC-2D数值模拟技术, 依照摩尔-库伦准则, 从锚杆直径、锚杆间排距、锚杆长度、有无锚索等四个方面对支护效果的影响进行模拟。模拟结果如下:
(1) 随着锚杆直径的不断增大, 切眼顶板下沉量和两帮煤体变形量逐渐减小;当锚杆直径为16mm增加到18mm时, 顶板下沉量和两帮移近量下降了130.5mm和245.5mm, 分别相对降低了47.2%和53.1%。随着锚杆直径的进一步加大, 顶板下沉量和两帮下沉量继续降低, 但降低趋势明显变缓, 对支护效果影响不大, 故锚杆直径为18mm为最合适。
(2) 随着锚杆间排距的增大, 顶板下沉量和两帮变形量逐渐增大;当锚杆间排距由500mm增大至800mm时, 支护效果影响不大;当由800mm增加至1000mm时, 顶板下沉量和两帮变形量明显增大, 顶板下沉量和两帮下沉量分别增加了101.4 mm和246.5 mm, 增加了40.2%和37.6%, 由此可知, 锚杆间排距确定为800 mm为最佳。
(3) 随着锚杆长度的增加, 开切眼顶板和两帮变形量均相对降低;当锚杆长度由1800mm增加至2300mm时, 顶板和两帮变形量相对降低了43.2%和57.6%, 随着锚杆长度的进一步增加, 两帮和顶板变形变化较小, 故锚杆长度确定为2300mm较合适。
(4) 模拟结果显示, 当22101工作面开切眼仅采用锚杆和金属网支护时, 巷道顶板下沉量较采用“锚网索”联合支护时增加122.5mm, 变化较明显, 故应该采取锚索进行加强支护。锚索可以促使不稳定围岩与上部稳定围岩形成一体, 增加其完整性和强度。
综上所述, 可得应采用“锚网索”联合支护技术对22101工作面切眼进行加固, 其中选择18×2300的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆, 间排距为800×800mm;锚索选择为17.8×9500mm的钢绞绳。
2.3 支护方案的确定
对理论计算和数值模拟结果综合分析, 确定采用18×2300mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆, 杆尾为M20, 延伸率为17%, 间排距为800×800 mm, 配套高强度托盘规格 (长×宽×厚) 为120×120×10mm, 锚杆采用一卷K2335和一卷Z2360型树脂锚固剂进行锚固, 锚固力不小于64k N;采用17.8×9500mm的钢绞绳锚索, 间排距为1600×1600 mm, 锚索配套高强度托盘规格 (长×宽×厚) 为150×150×150×10mm, 锚索采用一卷K2360和两卷Z2360型树脂锚固剂进行锚固, 锚固力不小于120k N;梯子梁采用12mm的钢筋焊接而成, 梯子梁长度为3000mm, 宽度为80mm, 为便于确定锚杆安装位置和方便安装锚索, 在梯子梁上按照设计位置焊接两条纵筋, 梯子梁采用对接形式搭接;金属网选用6.5mm的4000×1100 mm菱形网进行护帮护顶, 网格规格为50×50mm, 网片搭接100~150mm, 搭接处用12#铁丝捆扎不少于三圈。
考虑到22101工作面开切眼断面尺寸较大, 决定在采用“锚网索”联合支护的基础在两侧各打设两排支柱进行支护, 两排支柱分别为木柱和液压单体柱, 均沿走向方向配合铰接梁打叉子棚, 其中单体柱初撑力不小于90k N。
22101综放工作面开切眼支护示意见图1所示。
3 切眼施工工艺和安全辅助措施
3.1 施工工艺
22101综放工作面切眼采用放炮破煤掘进。鉴于该切眼跨度较大, 故采用二次成巷方式进行掘进, 首先掘进采空区侧, 掘进高度尺寸 (宽×高) 为4800×3700mm, 待一次切眼完全施工完毕后进行刷切眼, 扩刷尺寸 (宽×高) 为5200×3700mm。22101综放工作面切眼掘进施工工艺为:开切眼掘进—临时支护—锚网索支护—叉子棚支护—重复上述循环—一次切眼施工完毕—扩刷侧打超前支护—开始刷切眼—敲帮问顶—临时支护—锚网索支护—叉子棚支护—重复上述刷切眼循环—刷切眼施工完毕—切眼施工完毕。
3.2 安全辅助措施
(1) 在开始掘进之前, 首先检查各设备是否合格, 工作面工作条件是否安全, 人员组织是否合理, 待开掘前各准备工作均完后成方可进行掘进。
(2) 确保通防设备、安全监测系统和风电闭锁系统安装到位, 确保设备在掘进工程实施过程中正常使用, 同时做好设备的检修和维护工作。
(3) 严格按照炮眼参数进行布置, 打眼前坚持敲帮问顶, 加强爆破作业地点的顶煤和煤壁支护, 爆破前后做好洒水降尘工作, 严格遵循“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度。
(4) 严格控制控顶距离, 及时支护, 严禁空顶作业。
(5) 在巷道顶板煤层较破碎、围岩压力增大时, 应该补打锚杆, 加强支护。
(6) 在顶板淋水较大时, 及时组织探放水人员对水源和水量进行测量, 依照“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则进行探放水。
(7) 在出现冒顶时, 作业人员应在安全位置由外向里进行处理, 及时进行巷道杂物清理, 确保退路畅通, 瓦检员和安全员现场跟班, 进行有害气体和风量的监测, 确保安全。
4支护效果分析
22101综放工作面开切眼长度为180m, 为了分析支护效果, 在切眼顶板安装顶板离层仪, 分别距离上端口15m、45m、75m、105 m、135 m、165 m;在距离上端口30 m、70m、110m、150m, 采用十字交叉法进行巷道表面变形测量。观测结果显示:
(1) 顶板离层仪监测结果显示:六个离层仪中显示平均为5.5mm, 说明顶板支护效果较好, 未发生明显的离层现象。
(2) 巷道围岩变形测量结果显示:巷道顶底板移近量为35~45mm, 平均为42mm;顶板下沉量为5~8mm, 平均为6.5mm;两帮移近量为60~80mm, 平均为75mm;采空区侧帮变形量为42~50mm, 平均为45mm。从变形结果可知, 22101综放工作面开切眼变形以底板和采空区侧帮变形为主, 整体巷道没有出现大的破坏, 不影响正常的通风、行人、运输和综采设备安装作业, 说明采用“锚网索”和叉子棚联合支护效果较好, 能够满足支护要求。
参考文献
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