51000B 回风顺槽工作面支护设计研究

王志睿

（晋能控股煤业集团阳方口矿业有限责任公司，山西 忻州 036700）

引言

煤矿掘进巷道工作面在掘进期间具有运煤、运料、通风、排水及行人等用途，而掘进巷道支护不合理会造成顶帮、护帮等位置出现冒顶、坍塌事故，给煤矿带来巨大的损失。为了保证煤矿掘进巷道工作面的安全稳定，实现掘进期间各项工作的有序进行，有必要对掘进巷道工作面的支护进行合理设计[1-3]。因此，以51000B 回风顺槽工作面为例，提出工作面支护设计及施工工艺方案。

1 51000B 回风顺槽工程概况

51000B 回风顺槽工作面布置在5 号煤层510采区右翼，北为采空区，南为后石湖村庄保护煤柱，西为采空区，东接510 采区三条下山。本工作面煤层走向295°～305°，倾向205°～215°，倾角4°～7°。据已揭露51000A 运输、回风顺槽工作面分析，预测本掘进巷道在掘进过程不会遇到断层。在巷道中部会遇到向斜构造，在掘进中会遇到小的裂隙，但对掘进影响不大，无火成岩侵入，无岩床、陷落柱等。51000B 回风顺槽上覆为2 号煤层，无采空区，5 号煤层顶板上覆为砂岩含水层，因此在施工时注意观察顶板淋头水，若发现异常及时向有关部门汇报，掘进时安装好排水管路、水泵，完善工作面排水设施。

2 工作面支护设计

2.1 工作面支护设计方案

根据采区其他工作面掘进支护情况，51000B 回顺巷道选用矩形断面，顶部采用锚杆、锚索、菱形网配合钢筋梯进行联合支护[4]。

顶部布置4 排锚杆，锚杆排、间距为1.0 m、1.0 m，锚索布置2 排，锚索排、间距为2 m、2 m。

51000B 回顺护帮：巷道右帮选用Φ18 mm×1 700 mm 的普通圆钢锚杆，巷道左帮选用Φ20 mm×1 800 mm 的玻璃钢锚杆，配合钢筋梯进行支护，树脂为1 支Z2360、1 支K2335，巷道两帮锚杆排、间距均为1 m×1 m 的矩形布置。

遇顶板破碎及煤质松软冒落时，视具体情况适当缩小锚杆间排距或者采用架棚支护，按1 m 棚距做钢性支架，腿子上拉杆，梁上顶杆至少每架上2根，并用带扣螺丝紧固，钢性支架为梁×腿=4 m×2.8 m 的梯形支架。

巷道施工时，必须使用机载临时前探支护，且每条巷道必须备用10 架钢性支架，以备特殊支护使用。

2.2 工作面锚杆支护计算方法

2.2.1 顶锚杆支护计算方法

顶锚杆支护的计算按单体悬吊理论进行验算，通过以下计算方法得出顶锚杆的长度、直径、锚固形式等数据。

2.2.1.1 顶锚杆长度计算

根据采矿工程设计手册（2003）表6-1-88，锚杆支护按单体锚杆悬吊作用计算，顶锚杆长度L 可用下式（1）计算：

式中：L 为锚杆长度，m；L1为锚杆外露长度（取决于锚杆类型和构造要求），最大取0.06 m；L2为潜在冒落拱高度，m；L3为锚杆锚入稳定岩层的深度，根据煤层顶底板情况及岩性表，取1 m。

式（1）中L2取值如下：有界限分明易调查清楚的伪顶时，L2不小于伪顶厚度；有范围易调查确定的易碎直接顶时，L2不小于易碎直接顶厚度；L2取不同岩体经验载荷高度；L2取普氏免压拱高（b 或b1）。当f≥3 时，。式中：B 为巷道掘进跨度，m；f 为巷道顶板的普氏岩石坚固性系数。

通过式（1）计算得，L＝L1+L2+L3=0.06+0.63+1≈1.69 m，故顶锚杆选取2 m 长的锚杆较为合理。

2.2.1.2 顶锚杆直径计算

锚杆杆体承载力P 的计算公式为：

由P=Q，得：

式中：σt为杆体抗拉强度，Pa；Q 为锚杆锚固力，N；d为锚杆直径，mm。

2.2.1.3 顶锚杆间、排距计算

按间、排距相等布置取值：

式中：a 为锚杆间距，m；Q 为锚杆锚固力，kN；k 为安全系数，取1.5～1.8；γ 为岩体容重，kN/m3；L2为锚杆有效长度，m。

2.2.1.4 顶锚杆锚固长度计算

对顶锚杆锚固长度进行计算：

式中：L 为树脂药卷长度，mm；L0为锚固长度，mm；R为钻孔半径，取14 mm；R1为树脂药卷半径，取11.5 mm；R2为锚杆半径，取10 mm。

将相应数值代入式（5）得：L0=（900+350）×11.52/（142-102）=1 722 mm。

2.2.1.5 其他参数的确定

顶锚杆锚固形式为加长锚固，采用1 支快速K2335 和1 支半中速Z2360 药卷配合使用；顶锚杆预紧力矩不小于200 N·m；顶锚杆锚固力不小于120 kN；顶托板选用规格为150 mm×150 mm×10 mm的预应力钢托板。

2.2.2 护帮锚杆支护计算方法

护帮锚杆的选择，应参照该工作面设计以及锚杆锚固力、预紧扭矩取值参数表的具体要求，选用合理的参数。

1）根据工作面设计，巷道右帮选用Φ18 mm×1 700 mm 的圆钢锚杆，左帮选用Φ20 mm×1 800 mm 的玻璃钢锚杆，药卷为1 支Z2360、1 支K2335，巷道两帮锚间距均为1 000 mm×1 000 mm 的矩形布置。

2）帮锚杆锚固长度L0=（600+350）×11.52/（21.52-82）=329 mm。

3）帮钢锚杆锚固力不小于100 kN，玻璃钢锚固力不小于50 kN。

4）帮锚杆预紧力矩不小于120 N·m。

5）托板、螺母的选择：右帮托板选用规格为150 mm×150 mm×10 mm 的预应力钢托板，螺母选择配套螺母；左帮托板选用玻璃钢锚杆配套托板和螺母。

2.2.3 菱形网支护计算方法

工作面顶、两帮铺设菱形网，规格为2 000 mm×3 000 mm。

2.3 工作面锚索支护计算方法

工作面锚索支护计算按单体锚索悬吊作用计算。

1）确定锚索长度：由于巷道为煤巷，属Ⅳ类围岩，存在锚索支护问题，只在顶部使用锚索。

式中：L 为锚索长度，m；L1为需要外露的张拉长度，取0.25 m；∑h 为需要锚固的不稳定岩层厚度，1 m；L2为锚索锚入较稳定岩层的锚固长度，4.7 m；L3为锚索托板厚度，0.01 m。

将相应数值代入式（6）得：L=0.25+1+4.7+0.01＝5.96 m。

2）锚索选择：锚索也采用加长锚固，须用3 卷药卷，其中1 支为K2335，另2 支为Z2360，锚索头部设有树脂药卷搅拌头。

3）锚索锚固长度L0=（600+600+350）×11.52/（142-82）=1 553 mm。

4）锚索托板选用规格为300 mm×300 mm×10 mm 的钢托板。

5）锚索锚固力不小于200 kN。

6）锚索间、排距的确定，单根锚索排距sa计算为：

式中：[sa]为单根锚索极限破断力，取240 kN；k 为安全系数，取2；a 为巷道宽度，3.8 m；r 为上覆岩层平均容重，取1.38 kN/m3。

将相应数值代入式（7）得sa=4.5 m＞2 m，以及结合工作面设计，故锚索取长为6 m、直径为15.24 mm的钢绞线，间、排距均取2 m，每排为2 根锚索，均符合要求。

3 工作面支护施工工艺

3.1 锚杆支护

每班巷道按0.6 m 截深割2 刀停止掘进，机组后退，将顶帮隐患处理后，搭好稳固的工作平台，先移前探支护，然后在前探支护的掩护下进行锚杆支护。

进行锚杆支护时，首先按排间距的要求在顶板上标好眼位，然后打锚杆眼，打顶锚杆使用风钻，锚杆孔深1.95 m，角度大于75°。打锚杆眼时，合理调整机载前探，向后退至距应打锚杆眼20 cm 的地方，将梁与顶板刹紧后，方可打眼。钻眼时必须由两名支护工操作扶钻，并且先点开2～3 次，待钻杆钻稳后，方可正式钻眼。钻杆必须垂直顶板，打眼工应在有支护的顶板下进行作业。

安装锚杆时，用六方连接套将锚杆和风钻连在一起，用杆体将锚固剂送至孔底进行搅拌，搅拌时间为20～25 s，等3～5 min 后，锚固剂凝固后方可退钻上钢托板，拧紧配套螺帽，然后再调整机载前探到合理位置，打下一根锚杆。支护工作面锚杆必须打一眼，安装一根，不准打眼或上锚杆集中进行。锚杆要由外向里逐根打设。

锚杆支护排、间距误差不超过±100 mm，角度大于75°，锚杆外露10～50 mm，加钢筋梯后，用螺帽紧固、紧贴顶板。定期抽查锚杆质量，每300 根抽查1 组，每组3 根，每根锚固力不少于120 kN，帮锚锚固力不小于50 kN，如发现锚固力上不去，应找到原因，再重新补打锚杆。

3.2 锚索支护

锚索钢绞线长6 m，安装钢板后，外露150～250 mm，延伸5.8 m，锚索布置误差≤100 mm，每根锚索的锚固端焊3 根0.5 cm 长单股钢绞线。锚索孔的施工选用MYT-120C 液压锚索机，打锚索眼时由外向里逐个进行，稳钻前必须先敲帮问顶，将顶帮隐患排除后，方可开钻。打眼时必须由两人扶好锚索钻机，严防锚索钻机跌倒。开钻时先点开后打开，防止钻机伤人。锚索孔钻好以后，必须留5 min 的控水时间，然后再上锚索，每孔用树脂3 卷，1 卷为快速的，2 卷为中速的，钢绞线钻到孔底后，再钻45 s，方可把钢绞线与孔壁固定，凝固40 min 后，上托板或钢梁及锁具，并进行预紧力张拉，其预紧力达20 MPa 即可，要经常对锚索支护情况进行检查、复紧，如果发现其失去支护效果，必须在其旁0.2 m 处进行补打。

3.3 护帮

顶板锚杆支护完毕，由外向里护帮。在巷两帮距顶板0.5 m 处，以排距1 m、间距1 m 打护帮锚杆，锚杆材料工作面一侧为玻璃钢锚杆，煤柱一侧为圆钢锚杆，挂网后及时用托板将网压紧，拧紧配套螺帽。

护帮作业开工前，必须站在安全的地点，用2 m以上的长柄工具将作业区段伞檐、片帮、活煤全部处理掉，经检查安全无误后再开工作业，否则不准开工。护帮锚杆必须从外向里、从上向下逐根逐排打设，上一排打完眼，安装锚杆挂网压好以后，再打下一排锚杆，必须打一眼上一根锚杆，不准打眼上锚杆集中进行。作业当中不准直接蹬皮带、转载机作业，确需在上部作业时，必须搭设可靠的工作平台，并将皮带、转载机开关闭锁，严禁在转载机运转的机组上作业。

控制锚杆支护到工作面距离，最小控顶距为1.0m，最大控顶距为1.8 m，护帮网到工作面的距离不超过4 m，片帮较严重时，护帮网到工作面的距离割煤前小于1.2 m，割煤后小于1.8 m。

4 结语

煤矿掘进效率决定了巷道工作面的运煤、运料、通风、排水及行人效率及安全，对提高煤矿生产安全水平和开采效率具有重要的价值。而实际煤矿掘进过程中，必须要根据巷道的地质条件及布置进行科学合理的支护设计，以保证掘进期间的安全，提高掘进期间的生产效率和安全。