滴道煤矿立井六采区18层煤平均角度为23°，纯煤厚1.07m，采高平均1.5m,直接顶为1.3m的复合顶板。其组成为0.4m的碳质页岩和0.9m的凝灰岩。传统上采用木棚支护，由于木棚不具有初撑力，施工中，不利于防止直接顶早期离层，矿压显现明显，棚子折损率高，巷道返修率45％，采掘接续日趋紧张，不能满足安全生产的需要。2003年3月，引进了高强度螺纹钢树脂锚杆对18层复合顶板掘进工作面进行支护试验，取得了显著成效，该巷道月进由原来100m提高到150m。

　　1 锚杆支护参数的选取

　　11路18层大巷走向长600m，净宽3.0m，净高2.0m，矩型断面，净断面积6m²,锚杆间排距按煤矿安全规程规定选择800mm×1 000mm，当顶板压力较大或破碎严重时缩小为800mm×800mm。锚杆长度选择考虑钻机机具、巷道断面尺寸，顶板性质及悬吊原则等因素。见图1。

图1 锚杆支护断面图

（1） 锚杆长度。按悬吊理论公式计算：

L+KH+L₁+L₂=1.7m

K——安全系统根据实际情况取1.0；

H——软弱岩层厚度取1.3m；

L₁——锚杆锚入稳固岩层的深度0.3m；

L₂——锚杆外露长取0.1m。

经上述计算，锚杆有效长度1.7m，锚杆外露部分0.1m，所以锚杆全长为1.8m。由于软弱岩层（页岩）较厚，为安全起见，取锚杆长为2.0m。

（2） 锚杆直径。选择直径为18mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢树脂锚杆。

（3） 锚固剂的选择。每孔选用2个直径为23mm树脂锚固剂，一个为超快速，另一

个为快速凝固。

（4）钢筋托梁与托盘。托梁规格：托盘：250mm×250mm×10mm。钢筋直径16mm，加强筋间距0.2m，见图2。

　　2 施工

　　施工采用7655凿岩机掘进。MQT-900型气动锚杆钻机，配六棱形中空钻杆和直径28mm钻头钻孔，快速安装锚杆。要求锚杆托盘紧贴钢筋托梁，钢筋托梁紧贴岩面，将螺母拧在锚杆上并插入双六方套中，用锚杆钻机将锚杆连同药包一起送到孔底，随即使锚杆快速旋转数秒后停转，此时，继续保持推力待药包固结后，使机体落下。然后用锚杆钻机将螺母拧紧。

图2 钢筋托梁

　　3 矿压观测及效果分析

　　3.1 矿压观测

　　根据井下现场监测，试验巷道采用高强度螺纹钢树脂锚杆支护比原来的架木棚支护有明显改善，如表1、表2。

　　表1 表面位移观测结果
　　

　　表2 顶板离层观测结果
　　

　　从表中的数据可知，无论顶板还是两帮位移都很稳定，顶板没有离层。

　　3.2 效果分析

　　（1）彻底改变了前边掘进，后路冒落维修的问题。

　　（2）巷道顶板及两帮整体性好。虽然顶板有一定的下沉量，但仍然保持完整、稳定、支护状态好。

　　（3）由于没有用木棚支护，不会出现折梁断腿，减少巷道维护量。

　　（4）锚杆支护后，顶板的安全程度的明显提高，在延伸刮板输送机和胶带输送机过程中，消除了顶板事故隐患，速度明显提高。

　　4 技术经济分析

　　（1）采用树脂锚杆支护复合顶板，具有承载快，锚固力大，位移少和可靠性强，锚杆锚固力可达80kN。

　　（2）超快型树脂锚固剂从几十秒到几分钟强度增长快，30分钟后可达到最终强度的65％～90％，最终强度为120MPa，安装后能及时承载再加上配合钢筋托梁作用，使锚杆受力状态得以协调平衡，发挥了锚杆群共同承载作用，能与围岩一起作用来提高围岩承载能力主动进行支护，有效抑制了围岩的变形。

　　（3）采用锚杆支护后，锚固范围内岩体的整体性得到加强，顶板的松动离层受到抑制，并产生“组合梁作用”。

（4） 巷道顶板整体性好，说明所选择的支护形式和参数是合理的。

（5） 采用锚杆支护，工序简单，施工容易，在同样情况下，相对减少了巷道断面，也

降低了劳动强度，减少巷道维修量。

（6） 采用锚杆支护后，可提高单进，月进度由原来100m提高到150m。

（7） 支护费用，如表3。

表3 支护费用对比 元/m

掘送每米巷道采用螺纹钢锚杆支护，可节省资金：114.9元。