微子镇煤矿15102 回风顺槽支护分析

王煜

（晋能控股煤业集团三元微子镇煤业有限公司，山西 寿阳 045400）

1 矿井概况

潞城区微子镇晋能控股集团三元微子镇煤业公司15 号煤层一采区15102 回风顺槽设计长度340 m，方位角1°46′41"。开口位置为15102 回风顺槽，需从一采区胶带大巷中8 点前91.3 m 处按方位46°3′35″施工15102 回风顺槽胶带联巷31 m后，进入15102 回风顺槽按方位1°46′41"掘进施工至切眼。根据地测防治水科提供的地质说明书，顶板岩层分别为：直接顶：泥质砂岩，局部为泥岩，岩层厚度为1.38～3.58 m，软弱-坚硬岩石；老顶：粉砂岩，岩层厚度为4～7 m，质纯坚硬，极限抗压强度54.4～86.0 MPa，属坚硬岩石；直接底：黑色泥岩，岩层厚度为2.78～10.98 m，极限抗压强度为21.2～40.0 MPa，为软弱-半坚硬岩石;老底:奥灰岩,岩层厚度为280.2 m，灰、深灰色石灰岩，泥灰岩夹白云质灰岩和3～4 层石膏层，薄-厚层状，均匀层理，波状层理。15102 回风顺槽沿煤层顶板掘进，矩形断面，巷道设计掘进断面宽4.5 m，巷道掘进高度4.2 m，掘进断面18.9 m2；净宽4.3 m，净高4.1 m，净断面17.63 m2。遇煤层变薄时，巷高不低于3.5 m,采用锚网（索）+钢筋梯子梁联合支护。

2 巷道布置及支护设计

根据设计方案，15102 回风顺槽设计长度340 m，开口方位角：1°46′41"；沿煤层顶板掘进。开口位置：15102 回风顺槽需从一采区胶带大巷中8 点前91.3 m 处，按方位46°3′35″施工15102回风顺槽胶带联巷31 m 后，进入15102 回风顺槽掘进。开口前必须制定开口安全技术措施。

15102 回风顺槽掘进断面形式：矩形断面，掘进断面宽4.5 m，掘进断面高4.2 m，掘进断面18.9 m2；净宽4.3 m，净高4.1 m,净断面17.63 m2。煤层变薄时，巷高不低于3.5 m，采用锚网（索）+ 钢筋梯子梁联合支护。

根据《15102 回风顺槽掘进地质说明书》描述的地质构造、顶底板围岩分布情况及《山西晋能控股集团三元微子镇煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更（修改版）》设计，15102 回风顺槽原则上采用沿煤层顶板掘进，巷高4.2 m，当遇煤层变薄时，巷高不低于3.5 m，满足综采工作面轨道运输及一次采全高要求。

15101 回风顺槽工程设计采用锚网（索）+钢筋梯子梁联合支护顶板（锚杆、锚索、金属网、梯子梁），遇顶板破碎带、断裂构造带，顶底板、煤帮松软等特殊情况时，必须根据现场实际进行补强支护。可通过减小锚杆锚索间排距、架设U 型棚等方式，采用多种形式联合支护；在巷道顶板难以维护时，必须提前对有毒有害气体进行观测。巷道顶板采用注浆、铺网、架棚等方式支护顶板。为确保安全施工，需要及时调整支护方案时，必须制定针对性安全技术措施；巷道掘进时严禁空顶作业，并做好超前支护。

3 支护参数确定

3.1 巷道锚杆支护参数计算

锚杆长度计算公式为[1-2]：

式中：l1为外露长度（应由“锚杆在螺母外的外露长度+螺母长度+托盘厚度”等相关内容组成，一般取值不小于100 mm），取值0.1 m；l2为锚杆有效长度，m；l3为锚杆深入老顶长度，m。

1）锚杆有效长度计算。l2长度计算，根据《采矿工程设计手册》，可以取工作面伪顶厚度、易碎直接顶厚度、普氏免压拱高度和顶板岩体破碎带高度中的最大值。有效长度取普氏免压拱高度和顶板岩体破碎带高度中的较大值。

普氏免压拱高度计算。由于顶板为砂岩、局部为泥岩，f值为3，故免压拱高度计算公式为：

式中：B为巷道掘宽，取4.5 m；f为顶板岩层硬度，砂质泥岩取为3。将以上数据代入公式可得免压拱高度b=4.5/（3×2）=0.75 m。

为了解决上述传统图像分割技术中出现的困难和问题，在最近几年中，研究人员以形变模型的图像为基础对于分割算法进行了更为宽泛的研究和应用，并且取得了重大的进展。接下来对动态规则模型、活动详情模型和水平集模型的超声图像分割办法进行讨论。

顶板破碎带高度计算。顶板破碎带高度计算公式为[3-4]：

式中：RP为岩体破碎带半径，m；h为非圆巷等效圆中心至顶板距离，2.1 m；R0为巷道等效圆半径，巷道断面为4.5 m×4.2 m，根据几何关系取值3.07 m；γZ为巷道所处地应力水平，γ岩石容重 2.4 kN/m2，Z为巷道中心距地表深度平均230 m；φ为砂质泥岩的内摩擦角，经查阅《采矿工程设计手册》取值为70°；C为砂质泥岩的内聚力，取值2.5MPa。

将以上数据代入公式计算可得RP= 3.16 m，则破碎带高度为Rp-h=3.16-2.1=1.06 m。故l2的取值为1.06 m。

2）l3的长度计算。①根据经验取值大于0.3 m；②按照锚固粘结力与拉断承载力关系计算：

式中：d为锚杆直径，取值0.02 m；σt为锚杆抗拉强度，材质为HRB335 钢筋的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，其值为455 MPa；τc为粘结强度，查阅《采矿工程设计手册》取为5 MPa。将数据代入公式计算得l3=0.46 m。

根据以上计算，锚杆长度为l=l1+l2+l3=0.1+1.06 + 0.46 = 1.62 m。因此，锚杆长度取值应不小于1.62 m。

根据《采矿工程设计手册》和《煤巷锚杆支护理论与成套技术》锚杆直径计算公式：

式中：d为锚杆直径，m；Q为锚杆锚固力，取现场拉拔力试验数据的平均值或经验数据，根据设计资料，锚杆设计锚固力取105 kN；σt为锚杆抗拉强度，取值为455 MPa。

将以上数据代入公式得d=0.017 m。因此，锚杆直径取值应不小于0.017 m。

按单体锚杆悬吊作用计算，每根锚杆的锚固力等于锚杆所控制的上覆岩层的重量，并令锚杆间距等于排距，可得锚杆间排距计算公式：

式中：Q为锚杆的锚固力，取值为0.105 MN；k为安全系数，取值为1.8；γ为悬吊的直接顶岩层体积力，取值为0.024 MN/m3；l2为上覆不稳定岩层的厚度，根据前文计算取值1.06 m。

将以上数据代入公式得α=1.51 m。 故锚杆间排距取值应不大于1.51 m，间排距800 mm×1 000 mm 符合要求。

3.2 锚索支护参数计算

锚索的长度应满足

式中：L为锚索的总长度，m；La为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；K为安全系数，取2；d1为锚索直径，取18.9 mm；fa为锚索抗拉强度，取1 860 N/mm2；fc为锚索与锚固剂的粘结强度，10 N/mm2；Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度，根据直接顶厚度最大取值3.58 m；Lc为托盘及锚具的厚度，0.07 m；Ld为外露张拉长度，0.25 m。

结合以上计算，取锚索长度应不小于5.66 m。

按照悬吊理论校核锚索排距：

式中：L为锚索排距，m；B为巷道最大冒落宽度，取4.5 m；H为巷道最大冒落高度，取3.58 m，根据直接顶厚度最大取值3.58 m；γ为岩体容重，直接顶取24 kN/m3；L1为锚杆排距，取1 m；F1为锚杆锚固力，105 kN；F2为锚索极限承载力，取400 kN；θ为角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；n为每排锚索的根数，取2 或3，本次取2 计算。

结合以上计算取锚索的间距和排距应小于4.35m,设计间排距2 000 mm×2 000 mm 符合要求。

表1 5102 回风顺槽顶板支护参数，锚杆、锚索支护参数

金属网：10 号铅丝编制矿用金属网，网孔特征尺寸50 mm，网片宽度1 100 mm。顶部网片长5 300 mm，帮部网片长3 000 mm。钢筋梯子梁：顶φ14 mm×4 300 mm；帮φ14 mm×3 200 mm。

图1 机载临时支护示意图

3.3 临时支护布置形式

15102 回风顺槽临时支护采用ZLQ-20 机载临时支护装置，同时工作面备用金属前探梁支护用于因顶板破碎等原因造成机载前探梁无法有效接顶的情况。15102 回风顺槽临时支护采用ZLQ-20 机载临时支护装置，且支护护板结构采用折叠框架形式，在具体工作中可根据巷道具体形式自行调节各个角度的工作面积；伸缩臂采用吊车支臂设计理论，工作可靠的同时增加了其伸缩长度；轨道部分滚动摩擦式。临时支护为掘进机机载形式，由护板部分、支臂部分、台车部分、轨道部分、液压部分组成。护板为可折叠，支臂可伸缩，台车可在轨道上前后移动，所有动作均为液压控制。

机载临时支护时，综掘机后退至距工作面迎头约2 m 处，截割头落地后（加护罩），闭锁开关。此时工作人员操纵机载临时支护液压手柄，使台车移动到最前端，支臂伸出，护板打开到最大，并由支臂升降油缸控制护板高度，对已截割区域顶部进行临时支护，确定护板与巷顶接触踏实后，工作人员就可以在下部安全地进行打锚杆，如图2 所示。

图2 打锚杆示意图（图中黑点为锚孔示意图）

4 小 结

在巷道掘进过程中，巷道的支护对于巷道的稳定性十分重要。通过结合微子镇煤矿15102 回风顺槽掘进的实际情况，确定了合理的锚杆支护、锚索支护以及临时支护的形式。可以为类似条件下，掘进巷道的支护提供一定的参考。