高抽巷支护设计与实践

段计伟

(大同煤矿集团有限责任公司，山西 大同 037003)

0 引言

在我国煤矿企业中，高瓦斯矿井所占的比例较高，煤矿瓦斯事故是造成人员伤亡、资源浪费、设备损毁最为突出的灾害之一，特别是重特大瓦斯事故给社会和企业造成了很大的负面影响[1-2]。造成瓦斯事故的原因，既有自然因素、技术因素，也有人为和管理方面的因素。因此，煤矿瓦斯防治工作非常重要，且比较复杂。

从技术角度来讲，加大高瓦斯矿井的瓦斯抽采是非常有效的措施，它能够从根本上控制瓦斯含量，避免爆炸事故的发生，改善煤矿安全生产情况，提高经济效益[3-4]。布置高抽巷作为一种有效进行瓦斯抽放的方式，在我国很多矿区得到了应用。对高抽巷支护参数进行计算，并进行了工程实践。

1 工程概况

8103高抽巷位于15-2#层，走向长度1 265 m，地面标高1 239～1 279.4 m，工作面标高884～904 m，南部为15-2#层北部盘区巷，东部为15-2#层盘区8103工作面5103巷(正掘)，西部为15-2#层盘区8103工作面2103巷(正掘)。

根据提供地质资料情况显示该地段内煤层预计厚度为0.45～26.63 m，煤层最多发育17层夹矸，岩性主要为高岭岩、炭质泥岩和煌斑岩。根据巷道附近钻孔资料显示，从盘区巷到切巷方向，巷道煤层逐渐增厚。煤层顶底板情况见表1。

表1 煤层顶底板情况表

2 支护参数设计

2.1 锚杆参数设计

支护材料的选择：按锚杆支护加固原理确定锚杆参数，选取15-2#层8103高抽巷掘进宽度为3.6 m，确定锚杆支护参数，锚杆长度具体计算过程如下

L=N(1.1+W/10)

(1)

式中：L—锚杆长度，m；W—巷道跨度，取3.6 m；N—围岩稳定影响系数，取1.2 m；L=1.2(1.1+3.6/10)=1.752<2.4 m，故选用2.4 m长的锚杆即可满足使用需求。锚杆直径具体计算过程如下

d=L/110=2.4/110=0.021 8 m<22 mm

(2)

故选用直径为22 mm的锚杆。为了加强支护效果，选用直径22 mm，长度2.4 m的锚杆较合格。

按加固拱原理确定锚杆整体参数：锚杆整体参数是指锚杆的长度、间距和布置方式。一般认为，为了发挥锚杆的支护效能，锚杆的锚固部分应伸入到松动围岩之外的稳定岩层中去[5-6]。但根据锚杆挤压加固作用的分析，锚杆长度不一定非要遵循上述原则，只要在锚杆群的作用下，在破碎围岩中能形成足够厚的挤压加固拱，即可起到支护作用，为了在围岩中形成一定厚度的加固拱，锚杆长度应不小于2倍锚杆间距。

即锚杆间距：D≤0.5L=1.2 m

(3)

所以取0.9 m。

按锚杆单体承载，悬吊作用验算：

G=ABCV

(4)

式中：A—锚栓间距，取0.9 m；B—锚栓排距，取0.9 m；C—锚栓锚固岩厚，取1.8 m；V—岩体比重，取2.6 t/m3。故G=0.9×0.9×1.8×2.6=3.790 8 t<8 t，因每根φ22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆实测锚固力不小于8 t，所以规程规定的排间距布置能满足使用要求。

顶板压力估算：根据设计的锚杆长度2.4 m，直径22 mm，锚固力每根8 t，按实际承载力Q不小于8 t计算，N为验算区内共布置锚杆的数量，验算区长度取3.6 m，4排16根锚杆，锚杆锚固部分下部的软弱岩石重量为：

Q1=KHDV

(5)

式中：K—验算区长度，取3.6 m；D—巷道跨度，取3.6 m；H—软弱岩层厚度(H=L-L1-L2)；L1—锚杆锚固深度，取0.95 m；L2—锚杆外露长度，取0.1 m；L—锚杆长度，取2.4 m；V—悬吊岩层比重，取2.6 t/m3。

Q1=KHDV=3.6×(2.4-0.95-0.1)

×3.6×2.6=45.489 t

Q=8N=8×16=128 t>45.489 t

锚杆锚固形式：顶锚杆采用快速树脂药与中速树脂药配合进行锚固。上药顺序为先上一卷K-2335树脂药，再上一卷Z-2360树脂药。

顶锚杆锚固长度：

=1 675 mm

(6)

式中：L—锚固长度，mm；L1—树脂药长度，350+600=950 mm，取950 mm；R—钻孔半径，取14 mm；R1—树脂药半径，11.5 mm；R2—锚杆半径，11 mm。

三径合理匹配值：规范规定树脂锚固剂直径比钻孔直径小4～8 mm为宜。钻孔直径应比锚杆杆体直径大6～10 mm。锚杆杆体直径取22 mm，钻孔直径取28 mm，树脂药直径取23 mm均较为合理。故使用φ22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆，间距为0.9 m，排距为0.9 m的支护方式能满足支护要求。

2.2 锚索参数设计

考虑到15-2#层地质条件复杂，本巷掘进中围岩裂隙较发育、弱面较多，为提高顶板支护可靠程度，利用锚索深悬吊原理对顶板进行加强支护。

锚索长度的确定：为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用预应力锚索作加强支护，采用低松弛、高强度钢绞线，该钢绞线的最低破断载荷230 kN，应用悬吊理论进行参数计算。

锚索长度：L=L1+L2+L3

(7)

式中：L—锚索长度；L1—锚索外露长度，取0.25 m；L2—巷道顶板潜在破坏范围，取2.5 m；L3—锚索伸入稳定岩层长度，按经验选取1.5 m。

计算得：L=0.25+2.5+1.5=4.25 m

结合施工巷道顶板岩性及煤层厚度，确定锚索长度为4.5 m，φ17.8 mm。要求锚索在煤层顶板中的锚固长度不小于1.5 m。如果锚索在稳定岩层中的锚固长度小于1.5 m时，应根据实际情况增加锚索长度。

锚索排数及锚固力设计的确定：锚索根据《2015-15-2#-05》设计确定为2排，排、间距为2 700 mm×1 800 mm，在施工过程中锚索预紧力应达到120 kN。通过上述关于锚杆、锚索的支护论证可知，15-2#层北部盘区8103高抽巷选用φ22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆和φ17.8 mm×4 500 mm的锚索联合支护可有效地支护顶板。

3 支护方式选择

3.1 永久支护

顶板采用锚杆锚索联合支护的形式作为永久支护。15-2#层8103专排巷选用4 600 mm×1 100 mm的金属菱形网、φ22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆和φ17.8 mm×4 500 mm的锚索联合支护可有效地支护顶板。锚索长度4.5 m，可以控制最大冒落范围内的顶板垮落。同时在巷道两肩角处按排距1.8 m，水平夹角75°施工角锚杆，顶锚杆排、间距为900 mm×900 mm，锚索排、间距为2 700 mm×1 800 mm；当巷道宽度超过设计宽度0.4 m时，在顶板超宽处补打锚杆，按排距为0.9 m布置，如施工巷道顶板破碎、有压力或遇特殊地质构造时应缩小锚杆及锚索的排、间距，并制定专项措施。

采用炮掘作业时，永久支护紧跟工作面，每次放炮前，锚杆支护与工作面距离不得大于0.9 m(最小控顶距)；每次放炮后，最大控顶距不得大于最小控顶距加放一茬炮的进度(最大控顶距为2.4 m)，且该段距离必须使用临时支护，临时支护使用丝杠前探支护。够一个锚索排距必须先施工锚索，严禁锚索滞后。

采用机掘作业时，永久支护紧跟工作面，每次割刀前，锚杆支护与工作面距离不得大于0.9 m(最小控顶距)；每次割刀后，最大控顶距不得大于最小控顶距加一个截割进度0.8 m(最大控顶距为1.7 m)，且该段距离必须使用临时支护。

3.2 临时支护

放炮使用丝杠前探支护：前探梁采用12#槽钢，工作面用4根，并备用1根，每根长为4 m。吊块用10 mm厚钢板加工而成。吊块按尺寸共设计3组孔，孔径为φ20 mm，共用12块。销子用高强度的钢材加工而成，一端加工成堵头，另一端加工孔径为φ6 mm的孔，用来安装小销子。小销子加工成φ5 mm，一端加工成堵头，并在堵头上面焊一个小环与吊块用细软丝固定，以防滑落。横梁选用10#槽钢，设计长度为3.2 m，用4根。将30×30角钢焊接在10#槽钢上，作为前探梁的限位挡片。在前探梁后部槽内焊一个钩环，备用4根铁链，用于在上下坡时固定前探梁。打支护时将丝杠前探支护前移，并刹紧，严禁空顶作业。

掘进机施工时临时支护采用机载前探支护：掘进机完成截割装煤作业后，将截割头放下，再按下列程序工作：先检查支护系统各部位零部件管路是否正常，再打开通向临时支护系统油路的操作阀，关闭另一个油路。把永久支护用的钢带和顶网放在顶梁架上用磁铁吸好，向前推动支护主架和顶梁架的液压控制手柄，这时主架和顶梁架由折合状态慢慢平稳打开，支护系统在打开时，副司机应注意观察支护系统各关节管路是否有不正常现象，钢带、顶网是否有挂卡现象。开到所需要的角度和位置再升主架，升到巷道顶板后把钢带和顶网压紧，打眼工就可以在机载超前支护下安全的打眼、安装锚杆。待锚杆支护、网片连接好后，先把主架下降到最底位置，再折合主架和顶梁架，合到顶梁架完全放在掘进机上为止，关闭操作阀后再进行下一项工作。

3.3 巷道护帮

巷道掘进时为防止煤壁片帮，采用挂护帮网支护方式，采用φ22 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆配套短节钢带固定塑钢网，排、间距为900 mm×800 mm齐排布置，每排3根，最上一根距顶板0.3 m，水平角为10°，最下一根距底板0.7 m，齐排布置。网采用长边顺巷方向布置，网与网短边搭接≥100 mm并用14#铅丝双扣扭结牢固，并将网片与煤帮贴紧，每根锚杆上一卷K2335和Z-2360树脂药，护帮要求两帮完整情况下滞后工作面≤5 m。

4 结语

从锚杆参数、锚索参数、永久支护方式选择以及护帮方式选择等多个方面对8103高抽巷道支护进行了设计，该设计能够很好的满足工程要求，在实践中也取得了良好的支护效果。