综采工作面回采巷道锚杆支护设计

张金山，孟国胜，孙建岭，王英旭，杜文秀

综采工作面回采巷道锚杆支护设计

张金山，孟国胜，孙建岭，王英旭，杜文秀

(内蒙古科技大学 矿业工程学院，内蒙古 包头 014010)

在综采工作面回采巷道中，巷道受采动影响较大，这决定了其巷道支护方法与其他巷道有所不同。锚杆支护技术是目前在综采工作面回采巷道使用的主要支护技术之一。本研究以西曲矿28406综采工作面为工程背景，运用工程类比法对该工作面回采巷道进行初步设计;采用悬吊理论对锚杆支护参数进行选择和设计，对初步设计进行验证得出支护方案;介绍了锚杆支护施工生产及组织管理;并对支护效果进行了分析，表明选取的支护参数能够满足安全生产的需要，并取得了良好效果。这对西曲矿巷道支护及类似工程条件巷道锚杆支护设计有较高的借鉴价值。

综采工作面;回采巷道;锚杆支护;工程类比;悬吊理论

综采工作面回采巷道主要是指回风巷和运输巷，巷道断面的形状多数为梯形和矩形［1］。西山煤电集团公司西曲矿28406综采工作面回采巷道基本都布置在煤层中，而煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大［2］。对于受采动影响的全煤巷道进行锚杆支护设计，首先要评估全煤巷道所受的采动影响过程和破坏程度，准确定位设计目标和巷道使用要求。在设计之前，要深入的调查分析围岩的采动影响程度、松动圈、矿压显现规律、地质条件、力学性质等因素，必要时测试原岩应力的方向及大小，得到可靠的巷道支护设计基础数据资料，以取得良好的设计效果。

目前，采动煤巷采用锚杆支护技术是在综采工作面回采巷道使用主要支护技术之一。煤巷锚杆支护设计方法有很多种，如工程类比设计方法、悬吊作用理论设计法、动态信息设计法等。西曲矿28406综采工作面两巷锚杆支护设计采用“悬吊作用理论法”和“工程类比法”相结合的设计方法。“工程类比法”需要现场工程技术人员准确判断新开巷道围岩稳定状况，按照现场实践经验查表即能确定基本支护方式和支护参数［3］。

1 工程概况

全煤巷道工程地点为西曲矿北四盘区28406综采工作面回风巷及运输巷，28406综采工作面位于北四盘区西南部，南邻刷港村保护煤柱，东南部为已掘进的28405综采工作面，西北部为待掘进的28407综采工作面，东邻待掘进的北四8#煤专用回风巷。工作面上覆23#煤及4#煤，因风化现象严重而未开采。28405综采工作面、28406综采工作面同采8#煤层，工程条件基本相似。8#煤层厚度稳定，煤厚3.70～4.25 m，平均3.90 m，煤层结构 2.42(0.10)1.38，煤层整体倾向西南，倾角2°～5°，一般为4°。8#煤层结构简单，中下部普遍含有1层泥岩夹石，夹石厚度变化不大。8#煤层局部有1层0.35～0.80 m的泥岩伪顶，直接顶为3.85 m的石灰岩，直接底板为0.57 m的炭质泥岩，老底为2.08 m的中粒砂岩。煤层综合柱状图见图1。两巷煤柱实际宽度20 m，老顶单向抗压强度102 MPa，煤层(被巷道切割)抗压强度18 MPa，顶板岩层抗压强度102 MPa，全煤巷道上方覆盖岩层平均容重25 kN/m3，巷道切割煤层的最大宽度(轨道巷4.5 m，皮带巷5 m)，被巷道切割的煤层厚度3.6 m，巷道埋深161 m，节理、层理为Ⅱ类岩层。

图1 煤层综合柱状图

2 支护参数设计

锚杆支护参数主要有锚杆强度、间排距、直径、长度等。锚杆支护设计首先要对工程地质进行调查，分析围岩沉积变化、强度和结构，弄清对岩体完整性及强度因构造形态的变化情况。在设计初，根据同类条件的工程实践、调查的试验资料构造及采动情况等，用工程类比法进行初步设计。运用锚杆支护理论对设计参数进行理论计算验证分析，修正初步支护设计。在施工过程中，由工程反馈信息对支护设计作出修改。同时做到初步设计与巷道施工的一致性，检查施工质量是否满足质量标准和设计要求。对矿压观测数据进行全面分析，总结巷道围岩变化和顶板离层量，结合现场调查排除施工质量影响因素，评价巷道支护设计的合理性及适应性，并对存在问题进行再分析及再修改，最终使得支护设计适应系统及安全生产的需要［4］。

2.1 支护参数初步设计

28405综采工作面、28406综采工作面同采8#煤层，工程条件基本相似，可用工程类比法进行初步设计。28406综采工作面巷道支护参数初步设计可沿用28405综采工作面支护参数。支护参数初步设计如下：顶锚杆选20Mn螺纹等强度锚杆，Ibo=1.8 m，d=20 mm，顶板采用5根矩形布置，间排距为1.1 m ×1.0 m;运输巷两帮采用 d20 mm ×1 800 mm无纵肋螺纹钢锚杆，回风巷煤柱帮采用d20 mm×1 800 mm无纵肋螺纹钢锚杆，回采帮采用d18 mm×1 600 mm玻璃钢锚杆，第一排距顶板0.5 m，间排距为1.0 m ×1.0 m;W 型钢带选用 BHW －250 －2.50排距为1.0 m;帮网采用2.3 m ×4.0 m 铁丝网，排距为 1.0 m。

2.2 锚杆支护理论设计

巷道开掘后，顶底板与两帮都不同程度地出现不等范围的破坏区，锚杆支护的意义在于保持破坏区范围内岩层完整及稳定。锚杆支护理论设计根据悬吊原则，当顶板一定范围内有稳定岩层时，将破坏区载荷吊于稳定岩层上;在顶板一定范围内不存在稳定岩层时，将破坏区载荷悬吊于巷道两帮上部的岩层上;如果破坏区岩层重力大于锚杆在两帮上部岩层中的锚固力时，则应采用锚杆联合支护。理论设计主要是确定破坏区的范围值、载荷值和锚杆支护的主要参数［5］。

2.2.1 工作面两巷破坏区的范围值、载荷值确定

2.2.1.1 回风巷破坏区的范围值、载荷值确定

1)巷道两帮破坏深度C的确定：

式中：

Kσ—全煤巷道应力集中系数，Kσ=KsKa;

Ks—应力集中系数(与巷道断面形状相关)，查表1可得K=2.3;

Ka—受临近工作面采空区影响系数，根据下式确定：

式中：

X—煤柱实宽，取X=20 m;

σram—老顶的单向抗压强度，取102 MPa;

h—采高，3.9 m;

hi—直接顶厚度，3.85 m;

σcc—回风巷切割煤层抗压强度，18 MPa;

γ—回风巷上方岩层的平均容重，25 kN/m3;

H—回风巷埋深，161 m;

α—煤层倾角，4°;

chi—回风巷切割煤层厚度，3.6 m;

l—回风巷切割煤层最大顺槽宽度4.5 m;

μ—煤层波松比，查表2可得，取0.45;

φ—煤层内摩擦角(°)，可由下式确定：

可得：φ =60°。

通过计算，可得：Ka=1.21，所以 Kσ=KsKa=1.21 ×2.3=2.78，代入数据，得 C=0.021 m。

表1 应力集中系数对应表

表2 煤层的波松比μ对应表

2)巷道顶板破坏高度b的确定：

顶板为均质岩层，b由下式确定：

式中：

C—巷道两帮破坏深度m;

Key—回风巷顶板岩层完整性系数，由下式确定：

当 D1D2≥100，σcry≥100 MPa 时，key=1;式中：

D1—节理间距，查表3可得D1=3 m;

D2—分层厚度，查表3可得D2=2 m;

σcry—顶板岩层抗压强度，取102 MPa;

代入数据，得：b=0.237 m。

表3 节理、层理发育程度分级

3)顶板载荷集度Or的确定：

顶板载荷集度：

式中：

Or—顶板载荷集度，kN/m;

代入数据，得：Or=35.06 kN/m。

4)巷帮载荷Qs的确定：

式中：

Qs—巷帮载荷集度，kN/m;

γc—煤层平均容重，kN/m3，取 1.34;

代入数据，得：Qs=0.825 kN/m。

2.2.1.2 运输巷破坏区的范围值、载荷值确定

确定方法同回风巷，将 X=20 m，a=2.5 m，l=5 m代入到上述确定两帮破坏深度C、顶板破坏高度b公式中得，C=0.115 m;b=0.253 m。经计算，巷帮载荷集度 QS=0.742 kN/m;顶板载荷集度 Or=32.36 kN/m。

2.2.2 8406综采工作面两巷锚杆支护参数确定

2.2.2.1 顶锚杆支参数确定

当b＜0.2 m时，顶板无需支护。当0.2 m＜b≤1.6 m时，按如下方法确定支护参数：

1)锚杆长度：

式中：

Δ—锚杆锚固段长度与外露长度之和，按标准Δ =0.4 ～0.5 m，取 0.5 m。代入计算可得：lbr1=0.256+0.5=0.756 m;lbr2=0.253+0.5=0.756 m。所以正副两巷顶锚杆长度取1.8 m满足要求。

2)锚杆杆体直径：

式中：

d—锚杆杆体直径，mm;

Q—锚杆锚固力，kN;设计锚固力为105 kN;

σt—杆体材料抗拉强度，MPa，螺纹钢材料为20Mn钢，其抗拉强度为490 MPa;

代入公式求得：d≥16.45 mm。所以，取锚杆直径20 mm符合要求。

3)锚杆排距：

式中：

Dr—锚杆排距，m;

Pr—锚杆拉拔力，105 kN;

K—锚杆安全系数，K=2～3，取 K=3。

锚杆排距：Dr=2.73 m;

4)每排锚杆个数：

代入数据可得：

将Nl取整，得：N=3根，然后计算Dr值：

如果 Dr＞1.2，则取 Dr=1.2，若 Dr＜1.2，则从排距系列中选取与之最靠近的数值，因此取Dr=1.2。由于用工程类比法初步设计中锚杆间、排距为1.1 m×1.0 m，通过26405工作面矿压观测和工程支护效果调查表明，支护效果良好。为了便于现场施工及组织管理，沿用初步设计。另外，为保证顶板支护，在实际施工中根据“宁强勿弱”原则，两巷顶锚杆采用“矩形”形布置，锚杆间、排距为1.1 m ×1.0 m。所以锚杆间、排距为 1.1 m ×1.0 m。

2.2.2.2 巷帮锚杆支护参数的设计

当巷帮破坏宽度 C(0.021 m、0.115 m) ＜0.3 m时，巷帮不需支护。但由于8#号煤赋存较厚(平均3.9 m)，巷道较高，受裂隙或构造的影响，会有局部片帮现象，在实际施工中，为防止局部滚帮，加打3排帮锚杆，运料巷两帮采用d20 mm×1 800 mm无纵肋螺纹钢锚杆，副巷煤柱帮采用d20 mm×1 800 mm无纵肋螺纹钢锚杆，回采帮采用d18 mm×1 600 mm玻璃钢锚杆，第一排距顶板0.5 m，间排距为 1.0 m×1.0 m。

2.3 锚杆的选择

通过上述工程类比初步设计、悬吊理论计算分析并结合实际施工情况可得出28406综采工作面两巷顶锚杆选20Mn螺纹等强度锚杆Ibo=1.8 m、d=20 mm、顶板采用五根矩形布置、间排距为1.1 m×1.0 m;运输巷两帮采用d20 mm×1 800 mm无纵肋螺纹钢锚杆，回风巷煤柱帮采用d20 mm×1 800 mm无纵肋螺纹钢锚杆，回采帮采用d18 mm×1 600 mm玻璃钢锚杆、第一排距顶板0.5 m、间排距为1.0 m ×1.0 m;W 型钢带选用 BHW －250 －2.50，排距为1.0 m;帮网采用2.3 m ×4.0 m 铁丝网，排距为1.0 m。两巷支护设计图见图2。

3 施工生产及组织管理

3.1 施工工艺

锚杆施工。采用钻爆法落煤，YTP—26型气腿式凿岩机与FT170型气腿配套打顶锚杆;两帮打设锚杆使用 MQS－50型风煤钻配合 d26 mm的1 600 mm、1 800 mm长的空心软岩细钻杆。每循环支护施工工艺为：钻爆法落煤→铺设金属网→打眼→装树脂药卷→安装顶锚杆→停30 s左右拧紧螺母。

在施工过程中要注意：1)严格控制装药量，做到光面爆破，打顶眼，放振动炮，再用手镐、风镐刷到设计尺寸，尽量减少由放炮引起的两帮和顶板的破坏。2)药卷采用MSCK2360、MSK2380两种，安装药卷先快速后中速，顺序不能颠倒，注入顺序为先注入1卷MSCK2360树脂药卷，再注入1卷MSK2380树脂药卷搅拌30 s和等待300 s固化，时间要充分。3)锚杆必须顶透力矩螺母，外露长度以露出托片不超50 mm。4)托板与帮面应完全密贴，帮托板与岩面不准出现点、线接触，打1个锚杆眼注1根锚杆。

3.2 施工组织

参照28405综采工作面巷道工程及西曲矿锚杆施工组织经验，该工作面锚杆施工作业为“四六”制，根据施工工艺，编定为随掘随锚，每循环一排锚杆施工，锚索滞后迎头不大于4.2 m，与锚杆平行作业，巷道使用专业化施工，专人施工顶锚杆及帮锚杆，锚索专人补打，每小班有队管理干部跟班作业，统一指挥。

4 支护效果分析

通过28406综采工作面的开采实践可以发现，在巷道两帮无明显的移近量，巷道成形后变形量较小，两帮最大位移不超过400 mm，顶底板不超过300 mm能有效地控制围岩和巷道的变形，在工作面0～20 m范围内，顶板移近量大，变化明显，没有造成下沉垮落现象，说明支护效果好，能保证安全生产。

通过对工作面28406综采工作面两巷15个矿压观测断面的数据分析可知：顶板最大下沉量范围在8～36 mm，，两帮最大位移不超过400 mm，巷道两帮相对移近量范围在12～60 mm，顶底板最大位移不超过300 mm，围岩变形稳定时间范围在4～12 d。锚杆锚固范围内围岩稳定时间在3～5 d，同时锚杆锚固力增加范围在5～15 kN。由观测数据表明，支护设计参数是合理的，支护方案可行。

由随机进行的锚杆锚固力无损拉拔检测结果可以看出，每根锚杆的实际锚固力达到130 kN以上，说明锚杆支护参数设计合理。巷道有效支护面积大大增加，巷道内很少有漏顶窜矸等不合理冒落现象。巷道的维修工作量小，支护效果好，安全隐患少。

5 结论

针对西曲矿28406综采工作面实际工程情况，通过工程类比初步设计、悬吊理论计算分析并结合实际施工情况可得出28406综采工作面回采巷道支护参数及方案，论述了该工程的施工生产及组织管理，分析了支护效果，总结出一套适合28406综采工作面回采巷道支护设计及施工方法，在实际生产中取得了较好的效果。这对西曲矿及类似工程条件巷道锚杆支护设计有较高的借鉴价值。

［1］ 何满潮，袁和生.中国煤矿锚杆支护理论与实践［M］.北京：科学出版社，2004：180.

［2］ 薛顺勋，宋广太，库明欣.煤巷锚杆支护施工指南［M］.北京：煤炭工业出版社，1999：165.

［3］ 于先富，阎 石.回采巷道锚杆支护设计［J］.煤炭技术，2008(2)：48－50.

［4］ 徐传运.煤巷锚杆支护关键技术［J］.煤炭技术，2007(6)：69－70.

［5］ 孙玉成.近距离煤层群巷道锚杆支护优化设计［D］.阜新：辽宁工程技术大学，2007：10－11.

The Bolt Support Design in Mining Roadway of Fully Mechanized Coal Mining Face

Zhang Jin －shan，Meng Guo－sheng，Sun Jian －ling，Wang Ying－xu，Du Wen －xiu

In the extraction roadway of fully mechanized working face，the roadway by mining influence is bigger，this decided its method of support and other roadway is different.Bolt support technology is currently one of the main supporting technology in the mining roadway of fully mechanized working face.The research takes 28406 fully mechanized coal mining face in Xiqu coal mine as engineering background，and by engineering analogy method to the extraction roadway of the working face preliminary design.By using the theory of suspension select and design the bolt support parameters，verifies the preliminary design，obtains the support scheme.Introduces the construction production and organization management of the bolt support，and analyzes the supporting effect，the results show that the selected supporting parameters can meet the need of production safety，achieves good results.It has higher reference value for the roadway bolting support design in Xiqu coal mine and similar engineering conditions.

Fully mechanized coal mining face;Mining roadway;Bolt support;Engineering analogy;Suspension theory

TD353+.6

A

1672－0652(2011)11－0004－05

2011－11－29

张金山(1959—)，男，河南焦作人，1982年毕业于焦作矿业学院，教授，主要从事采矿工程的教学及研究工作(E －mail)mengguosheng1987@126.com