山东省临沂矿业集团菏泽煤电有限公司彭庄煤矿 山东菏泽 274700
摘要：高强支护技术的应用大大提升了巷道的可靠性与稳定性，能获取显著的支护效果，可保障巷道安全性，降低复杂地质环境中的煤矿开采难度，充分保证煤矿开采工人的安全，积极提高机械化的水平从而提升我国煤炭开采工作的效率以及安全性。
关键词：高强支护技术；巷道掘进；应用
一、彭庄煤矿3301胶带顺槽现状
彭庄煤矿位于山东省菏泽市郓城县东部与济宁市嘉祥县交界处，行政区划属于郓城县，隶属山东省临沂矿业集团菏泽煤电有限公司。井田面积67.19km²，矿井地质构造复杂程度为中等，可采、局部可采煤层为3下、6、16上、17煤层，主采煤层为3下煤层，平均厚度2.33m。矿井采用立井开拓，布置主、副立井两个井筒，采用中央并列抽出式通风，副井进风，主井兼作回风井，采煤方法为走向长壁后退式综合机械化开采，全部冒落法管理顶板。2004年4月18日开工建设，2007年3月6日投产，矿井设计生产能力60万吨/年，核定生产能力110万吨/年，属低瓦斯矿井。矿井共划分四个采区，目前布置1个综采工作面，5个掘进工作面，其中3301胶带顺槽巷道设计长度2504m（平距），服务年限36个月，自2018年7月开工，主要沿3下煤层顶板掘进，根据邻近掘进工作面的矿压观测，3下煤伪顶不发育，直接顶为中等稳定的二类顶板，老顶为明显来压的三级顶板，矿压显现不明显，整体性较好。
二、确定巷道支护形式
根据巷道现场条件及以往施工经验，确定本巷道在施工中采用前探梁作为临时支护、锚网索配合W钢带支护为永久支护。
三、支护参数设计
（一）采用类比法选择支护参数
1.根据同煤层邻近巷道的支护经验，巷道顶板采用锚杆锚索交替支护，锚杆采用Φ22×2500mm的高强预应力锚杆，锚索采用Φ22×8000mm的低松弛钢绞线，每排支护锚杆、锚索各3根。锚杆、锚索间排距为850×1000mm，锚杆托盘规格为：长×宽×厚=150×150×10mm。两帮均采用4根Φ20×2200mm的普通螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1000×1000mm；顶锚杆垂直顶板打注，每根锚杆用1块MSK2370型树脂锚固剂和1块MSZ2370型树脂锚固剂锚固；锚杆安装完毕后，及时采用14#铁丝在锚杆头上缠绕两圈，并将铁丝固定在锚网或钢筋梯上。
锚网：顶板采用双层网支护，第一层为4600×1100mm菱形网、第二层为两片2200×1100mm经纬网。两片菱形网之间用14#铁丝压茬连接，每隔200±50mm连一扣。经纬网与经纬网之间要对接、直联，反弯180°与原网筋闭合。
钢带及钢筋梯：顶板采用规格为4600×180×8mm的“T”型钢带，两帮采用3300×70mm的钢筋梯。
锚索：锚索采用规格为Φ22×8000mm的低松弛钢绞线，巷道开门口15m范围内执行全锚索支护；正常施工过程中，顶板锚杆锚索交替支护，每根锚索配合锚索盘进行支护，每条锚索线用2块MSZ2370型树脂锚固剂和1块MSK2370型树脂锚固剂固定，锚索外露长度150～250mm。锚索盘为正方形，规格为长×宽×厚=200×200×10mm的钢板。采用双股14#铁丝将外露锚索头缠绕两圈固定在顶板钢带或菱形网上。
2.支护材料规格
表3-2 支护材料及规格表
（二）支护参数验算
原理：支护参数确定原则是使锚杆约束作用合理分布，从而在保证支护效果的前提下，为提高成巷速度创造条件，为此需考虑围岩的完成性、锚杆作用等。
（1）按悬吊理论计算锚杆参数：
①锚杆长度计算：
L1=L3+L1′+L2′
L3=KH1
式中：
L1—锚杆长度，m；
L3—冒落高度，m；
H1—理论冒落高度，m；
K—安全系数，一般取K=2；
L1′—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.8m；
L2′—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
其中：H1=B/2f=4.8/（2×5.5）=0.44(m)
式中：
B—巷道开掘宽度，取4.8m；
f—岩石坚固性系数，取5.5；
则L1=2×0.44+0.8+0.1=1.78(m)
②锚杆间距、排距计算，取a1：
a1= 
式中：
a1—锚杆间排距，m；
Q—锚杆设计锚固力，100kN/根；
L3—冒落高度，取1.2m；
γ—被悬吊泥、砂岩的重力密度，取25.48kN/m3；
K—安全系数，一般取K=2；
a1=
=1.26(m)
③锚索长度计算：
L2=KH1+L1′+L2′
L3=KH1
式中：
L2—锚索长度，m；
L3—冒落高度，m；
H1—理论冒落高度，m；
K—安全系数，一般取K=2；
L1′—锚索锚入稳定岩层的深度，一般按经验取2.0m；
L2′—锚索在巷道中的外露长度，一般取0.2m；
则L2=2×0.62+2.0+0.2=3.44（m）
④锚索间距、排距计算，取a2：
a2= 
式中：
a2—锚索间排距，m；
Q—锚索设计锚固力，300kN/根；
L3—冒落高度，取1.2m；
γ—被悬吊泥、砂岩的重力密度，取25.48kN/m3；
K—安全系数，一般取K=2；
a2=
=2.21(m)
通过以上计算和充分考虑冲击地压等因素，需加大支护强度，顶部采用锚杆锚索交替支护。锚杆选用Φ22×2500mm的高强锚杆，锚索选用Φ22×8000mm的左旋预应力钢绞线，锚杆锚索间排距确定为850×1000mm；帮部选用Φ22×2500mm的右旋等强全螺纹钢锚杆，间排距确定为1000×1000mm。
为保证支护的合理性和安全性，再通过极限平衡塑性区算法和组合梁理论对其进行验算。
（2）极限平衡塑性区法
①极限平衡下的塑性区半径
式中：
—巷道塑性区半径，m；
—巷道外接圆半径，通过几何法算出外接圆半径2.84m；
γ—上覆岩石平均容重，根据《彭庄煤矿生产地质报告》取24.74kN/m3；
H—巷道埋深，最大埋深1010m；
C—围岩粘结力，τ=6C，根据《彭庄煤矿生产地质报告》，τ抗剪强度为20.65MPa，即C为3.44MPa；
φ—围岩内摩擦角，根据《彭庄煤矿生产地质报告》取36°。
经计算得：
②计算维持极限平衡区岩石不冒落所需要的支护力
顶部岩石荷载的厚度为：
hd=Rs-h/2
式中：
—巷道塑性区半径，m；
hd—巷道高度，取3.8m
经计算得：
hd＝4.89-1.9=2.99(m)
为了维持极限平衡区岩石不冒落所需要的最小支护力为：
顶部：P顶＝
2.99×27.1kN/m3＝81.03（kN/m2）
③锚索提供的支护抗力为：
式中：
qs--锚索破断力，根据《锚索拉力试验报告》，22mm钢绞线取qs＝510kN；
B—巷道宽度，4.8m；
D—锚索排距，2m；
n—每排锚索根数，取最小值3；
计算得：
kN/m²
④锚杆提供的支护抗力
锚杆加固后所形成的均匀压缩带提供的支护抗力为：
式中：
qm--锚杆锚固力，100kN；
Dm2--锚杆间、排距，0.85×1.0m²；
η--锚杆支护系数，取η＝0.35。
计算得：Pm=48.44kN/m2
⑤支护总抗力
P总＝Ps+Pm=70.83+48.44=119.27（kN/m2）
⑥支护安全系数
K=119.27/81.03=1.61＞1.5
安全系数不小于1.5，满足工程要求。
（3）按组合梁理论验算：
①长度验算：
式中：
σt—煤层的抗拉强度，此处取最小抗拉强度0.2Mpa；
K1—安全系数，一般取值3～5，此处4；
K2—增加网片和钢带后的表面强化系数，取值1.5～2.5，此处取2；
B—巷道宽度，4.8m
q—组合梁上方近似均布载荷（根据极限平衡拱求出塑性区高度后，减去设计锚杆有效长度后的载荷）
L2=2.4-0.1=2.3m
q=(4.8-2.3)×13.52kN/m3=0.034Mpa
顶锚杆长L≥L1+L2+L3=0.1m+1.38m+0.8m=2.28(m)
L1-锚杆外露长度，一般取0.1m；
L3锚杆锚入稳定岩层的深度，一般取0.5～0.8m，此处取0.8m；
顶板锚杆选型为2.4m,由此可见顶板锚杆长度选择合理。
②锚杆锚固力计算
锚杆锚固力按下式计算：
式中：
Q—锚杆锚固力，kN；
K—锚杆安全系数，取2；
l—锚固长度，一般按经验取0.8m；
r—粘结强度，粘结强度分对螺纹钢的粘结强度和对煤层的粘结强度，取7Mpa。
经计算：
安全系数为：
175.8/100=1.758＞1.5，故锚固力符合设计。
（4）悬吊理论校核锚索排距
L≤nF2/（K2BHγ）
式中：
L—锚索排距，m；
B—巷道最大冒落宽度，取巷道宽度4.8m；
H—巷道冒落高度，按塑性区高度1.9m；
γ—岩体容重，根据《彭庄煤矿生产地质报告》煤层取13.52kN/m3
F2—单根锚索的极限破断力，根据《锚索拉力试验报告》Ф22钢绞线为510kN；
n—每排锚索根数，取3；
K2-安全系数，一般取1.5～1.8，这里取1.8
通过验算得L≤1.78m。
故锚索排距不应大于1.78m。
2.工程类比法确定锚杆支护参数
通过以上计算和充分考虑冲击地压等因素，需加大支护强度，顶部锚杆选用Φ22×2500mm的高强锚杆，锚索选用Φ22×8000mm的左旋预应力钢绞线，锚杆锚索间排距为850×1000mm，锚杆与锚索交替布置，满足巷道支护设计要求。
四、支护方式
（一）临时支护
采用前探梁作为临时支护，人员在临时支护的掩护下挂网、打锚杆。前探构件由3根前探梁和3组吊环共同组成，前探梁用长度4m、直径φ108mm、壁厚4mm的钢管加工制作，前探梁布置在巷道中心两侧的顶板锚杆上，每条前探梁用2个吊环固定，吊环采用直径φ20mm的螺纹钢锚杆弯曲后和螺帽焊接而成，每个前探梁有2个悬吊点，悬吊点要间隔一排锚杆。前探梁上方用板梁接实顶板，板梁采用硬质方木制作，板梁规格长×宽×厚=（1500～2500）×（150～200）×（50～100）mm，无法接实即松动处用木楔背紧，每班循环进尺最大为2m，最大控顶距为2.3m，最小空顶距为300mm。前探梁使用必须紧固有效，吊环每移动一次，都要检查其安全情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题及时更换。
若顶板破碎、易垮落，则需施工超前锚杆作为临时支护。超前支护具体为：放炮前，按照施工中腰线在迎头画好轮廓线，在轮廓线外50～100mm按3°仰角每隔400mm打设一根超前锚杆进行临时支护，超前锚杆采用Ф20×2200mm螺纹钢，或采用取直后的废旧锚杆。要求超前锚杆伸入前部岩体不小于400mm，超前锚杆的数量依据顶板条件确定。
（二）永久支护
1.锚杆安装工艺
①顶部锚杆：用锚杆机按设计位置钻孔，钻孔深度2.5m。
②安装搅拌：将组装好的锚杆和树脂锚固剂推入孔底到位，迅速开钻旋转锚杆搅拌20～35s，然后顺势上推锚杆使托盘贴近顶板，搅拌后停止7min。
③树脂完全凝固后，用锚杆搅拌器辅助上紧螺帽。顶部锚杆扭矩达到250N•m，
④帮部锚杆：按设计要求定准眼位，按由上向下、由外向里的顺序逐个施工锚杆眼，按设计要求打够眼深。
⑤送树脂锚固剂：锚杆采用2块锚固剂，顶端采用快速锚固剂，其次采用中速锚固剂，慢慢用锚杆将锚固剂推入孔底。
⑥搅拌锚固剂：用搅拌器连接帮锚杆机与锚杆，将锚固剂顶入孔底，然后开动帮锚杆机由外向里搅拌锚固剂，搅拌20～35s，搅拌后停止7min。
⑦紧固锚杆：待树脂完全凝固，用力矩扳手辅助上紧螺帽，帮部锚杆扭矩达到160N•m。
锚杆安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固），四紧（紧固螺母）。
2.锚索安装
（1）施工工艺：打锚索眼→送树脂药卷→搅拌药卷→安装托盘→紧固锚索.
（2）锚索安装要求
①打锚索眼：按设计要求定准眼位，采用风动锚杆机、B19套钎、φ30mm金刚石复合钻头打眼，孔深7.7m，预紧力不小于120kN。锚索锚固坚硬稳定岩层不少于1.5m。当锚入稳定岩层不足1.5m时，加长锚索。
②送树脂药卷：穿过孔眼向锚索孔装入树脂药卷，用锚索将药卷推入孔底。每条锚索采用3块树脂锚固剂（顶端用快速锚固剂，其次用2块中速锚固剂）。
③搅拌药卷：连接锚索与钻机，打开风马达控制扳机（开关控制在最大速度的50%），气腿始终保持推力，当锚索到达眼底时，将扳机开到最大，以确保树脂完全混合，直至感觉到有负载时，停止锚索旋转。
④紧固锚索：用MQ18-200/50型风动机具涨紧锚索。
（3）现场使用MQ18-200/50型手动式锚索预应力涨拉机具时，必须执行下列规定：
①涨拉机具使用前使用人员要参阅说明书，空载操作熟练后再现场使用。
②不得用高压管作为绳索、受力器械搬运涨拉机具等其他物体。
③涨拉操作程序：千斤顶穿入钢绞线→卸载阀卸载→启动油泵→换向供油（顺时针转动手柄千斤顶出缸）→卸载阀升压（顺时针转动）→自动锚紧→涨拉→换向供油（逆时针转动手柄千斤顶回缸）→自动退锚→卸载阀退压（逆时针转动）→退出千斤顶。
④使用油泵前，油面需在油箱的四分之三处，160目滤油器过滤的YN46号抗磨液压油。
⑤液压系统用油不得两种及以上混合使用。
⑥涨拉人员由二人组成，一人操作油泵，一人操作涨拉千斤顶。千斤顶套上绞线就位后，操作涨拉千斤顶人员应持住千斤顶，待加压千斤顶卡住绞线后方可脱手离开。加压期间千斤顶下方所涉及到的范围内不得站人，以免发生意外。卸压、收缸前要人工扶住千斤顶，待卸压、收缸、松卡完毕取下千斤顶。
⑦顶压器和涨拉缸为全螺纹连接，每次工作前应检查其螺纹是否拧紧。班前应对涨拉机具进行气路和液压系统等全面检查，如有异常情况不得使用。使用中有非正常情况应停机检查，经维修人员排除故障后方能使用。
⑧加压涨拉过程中，要有人注视压力表读数变化、千斤顶动作及挤压孔壁等情况，发现异常应先停止加压、查找原因并处理。在压力读数未达到设计预紧力值期间，若出现千斤顶只出缸而压力读数不升现象，一则是刚开始压实孔口部位情况，是正常现象。若不是孔口压实情况，出缸量持续超出100mm则说明该锚索锚固质量不好，没有达到设计要求，按不合格论，重新补打。涨拉完毕油缸回位时关闭油泵，以免行程到底后继续供油，使回油压力瞬时增大。
⑨涨拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。一次涨拉缸体行程不得超过150mm，超过时应多次涨拉。手动油泵操作人员应缓慢升压。
⑩严禁高压换向。每次现场工作完毕要进行机具表面清擦，装箱收好并定期对顶压器等拆卸清擦，保持其完好状态。特殊情况（如锚索过长等）需切断锚索时，在切割前必须采用旧皮带等物可靠遮拦或采用绳索捆绑固定，以防在剪切过程中切断的锚索受力飞起伤人。
3.菱形网：相邻两片网之间采用压茬方式连接，并用14#镀锌铁丝连接，连接点均匀分布，每隔200mm（±50mm）连一扣，无网兜。
五、专项顶板管理
1.巷道顶板出现伪顶、顶板破碎时，及时调整锚杆、锚索间排距加强支护，并严格执行“敲帮问顶”，找掉悬矸危岩。
2.3301胶带顺槽掘进期间，若巷道顶板破碎严重，及时缩小锚杆间排距至800×950mm，循环进尺由2m变为1m，加长锚索线长度直至锚入稳定岩层。若采取上述措施仍无法有效控制顶板时，巷道采取架“工”字钢棚支护。
3.当巷道通过断层有水，且确定水量较小，可强行通过时，根据顶板岩石破碎程度，确定缩小循环进尺至1m或进一步缩小；坚持执行“敲帮问顶”，找掉悬矸危岩；缩小锚杆、锚索间排距（锚索必须锚入稳定岩层），并做到及时支护。若巷道顶板岩石破碎严重且淋水较大，无法确保锚杆、锚索的支护作用时，巷道应采取架“工”字钢棚支护，同时编制专项施工安全技术措施。
4.巷道穿层掘进时，应缩小巷道循环进尺，由2m变为1m。严格执行“敲帮问顶”，找掉悬矸危岩；缩小锚杆间排距，锚杆垂直或近垂直岩面支护，使锚杆起到缝合岩层作用；缩小锚索间排距，并使锚索锚入稳定岩层。
六、结束语
高强支护技术在彭庄煤矿3301胶带顺槽掘进中的应用，极大提高了巷道结构的稳定性，提高了应力分布的均匀性，同时支护结构的施工成本较低，操作简单，具有较强的应用前景。研究显示高强支护技术在掘进过程中提高了巷道安全性，提高了掘进期间的工作效率。
参考文献
[1]刘丽杰.煤矿采煤掘进工作中高强支护技术应用研究[J].能源与节能，2017（4）
[2]王强.煤矿采煤掘进工作中高强支护技术的应用研究[J].能源与节能，2017（3）
论文作者:孙玉河,孙志刚,袁立坤,吕伟涛
论文发表刊物:《基层建设》2019年第24期
论文发表时间:2019/11/26
标签：锚杆论文; 巷道论文; 锚固论文; 顶板论文; 千斤顶论文; 树脂论文; 安全系数论文; 《基层建设》2019年第24期论文;