高抽巷支護設計與實踐

段計偉

(大同煤礦集團有限責任公司，山西 大同 037003)

0 引言

在我國煤礦企業中，高瓦斯礦井所占的比例較高，煤礦瓦斯事故是造成人員傷亡、資源浪費、設備損毀最為突出的災害之一，特別是重特大瓦斯事故給社會和企業造成了很大的負面影響[1-2]。造成瓦斯事故的原因，既有自然因素、技術因素，也有人為和管理方面的因素。因此，煤礦瓦斯防治工作非常重要，且比較復雜。

從技術角度來講，加大高瓦斯礦井的瓦斯抽采是非常有效的措施，它能夠從根本上控制瓦斯含量，避免爆炸事故的發生，改善煤礦安全生產情況，提高經濟效益[3-4]。布置高抽巷作為一種有效進行瓦斯抽放的方式，在我國很多礦區得到了應用。對高抽巷支護參數進行計算，并進行了工程實踐。

1 工程概況

8103高抽巷位于15-2#層，走向長度1 265 m，地面標高1 239～1 279.4 m，工作面標高884～904 m，南部為15-2#層北部盤區巷，東部為15-2#層盤區8103工作面5103巷(正掘)，西部為15-2#層盤區8103工作面2103巷(正掘)。

根據提供地質資料情況顯示該地段內煤層預計厚度為0.45～26.63 m，煤層最多發育17層夾矸，巖性主要為高嶺巖、炭質泥巖和煌斑巖。根據巷道附近鉆孔資料顯示，從盤區巷到切巷方向，巷道煤層逐漸增厚。煤層頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板情況表

2 支護參數設計

2.1 錨桿參數設計

支護材料的選擇：按錨桿支護加固原理確定錨桿參數，選取15-2#層8103高抽巷掘進寬度為3.6 m，確定錨桿支護參數，錨桿長度具體計算過程如下

L=N(1.1+W/10)

(1)

式中：L—錨桿長度，m；W—巷道跨度，取3.6 m；N—圍巖穩定影響系數，取1.2 m；L=1.2(1.1+3.6/10)=1.752<2.4 m，故選用2.4 m長的錨桿即可滿足使用需求。錨桿直徑具體計算過程如下

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

(2)

故選用直徑為22 mm的錨桿。為了加強支護效果，選用直徑22 mm，長度2.4 m的錨桿較合格。

按加固拱原理確定錨桿整體參數：錨桿整體參數是指錨桿的長度、間距和布置方式。一般認為，為了發揮錨桿的支護效能，錨桿的錨固部分應伸入到松動圍巖之外的穩定巖層中去[5-6]。但根據錨桿擠壓加固作用的分析，錨桿長度不一定非要遵循上述原則，只要在錨桿群的作用下，在破碎圍巖中能形成足夠厚的擠壓加固拱，即可起到支護作用，為了在圍巖中形成一定厚度的加固拱，錨桿長度應不小于2倍錨桿間距。

即錨桿間距：D≤0.5L=1.2 m

(3)

所以取0.9 m。

按錨桿單體承載，懸吊作用驗算：

G=ABCV

(4)

式中：A—錨栓間距，取0.9 m；B—錨栓排距，取0.9 m；C—錨栓錨固巖厚，取1.8 m；V—巖體比重，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的螺紋鋼錨桿實測錨固力不小于8 t，所以規程規定的排間距布置能滿足使用要求。

頂板壓力估算：根據設計的錨桿長度2.4 m，直徑22 mm，錨固力每根8 t，按實際承載力Q不小于8 t計算，N為驗算區內共布置錨桿的數量，驗算區長度取3.6 m，4排16根錨桿，錨桿錨固部分下部的軟弱巖石重量為：

Q1=KHDV

(5)

式中：K—驗算區長度，取3.6 m；D—巷道跨度，取3.6 m；H—軟弱巖層厚度(H=L-L1-L2)；L1—錨桿錨固深度，取0.95 m；L2—錨桿外露長度，取0.1 m；L—錨桿長度，取2.4 m；V—懸吊巖層比重，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

錨桿錨固形式：頂錨桿采用快速樹脂藥與中速樹脂藥配合進行錨固。上藥順序為先上一卷K-2335樹脂藥，再上一卷Z-2360樹脂藥。

頂錨桿錨固長度：

=1 675 mm

(6)

式中：L—錨固長度，mm；L1—樹脂藥長度，350+600=950 mm，取950 mm；R—鉆孔半徑，取14 mm；R1—樹脂藥半徑，11.5 mm；R2—錨桿半徑，11 mm。

三徑合理匹配值：規范規定樹脂錨固劑直徑比鉆孔直徑小4～8 mm為宜。鉆孔直徑應比錨桿桿體直徑大6～10 mm。錨桿桿體直徑取22 mm，鉆孔直徑取28 mm，樹脂藥直徑取23 mm均較為合理。故使用φ22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間距為0.9 m，排距為0.9 m的支護方式能滿足支護要求。

2.2 錨索參數設計

考慮到15-2#層地質條件復雜，本巷掘進中圍巖裂隙較發育、弱面較多，為提高頂板支護可靠程度，利用錨索深懸吊原理對頂板進行加強支護。

錨索長度的確定：為了加強錨固體的強度，減少煤巖頂板冒落，采用預應力錨索作加強支護，采用低松弛、高強度鋼絞線，該鋼絞線的最低破斷載荷230 kN，應用懸吊理論進行參數計算。

錨索長度：L=L1+L2+L3

(7)

式中：L—錨索長度；L1—錨索外露長度，取0.25 m；L2—巷道頂板潛在破壞范圍，取2.5 m；L3—錨索伸入穩定巖層長度，按經驗選取1.5 m。

計算得：L=0.25+2.5+1.5=4.25 m

結合施工巷道頂板巖性及煤層厚度，確定錨索長度為4.5 m，φ17.8 mm。要求錨索在煤層頂板中的錨固長度不小于1.5 m。如果錨索在穩定巖層中的錨固長度小于1.5 m時，應根據實際情況增加錨索長度。

錨索排數及錨固力設計的確定：錨索根據《2015-15-2#-05》設計確定為2排，排、間距為2 700 mm×1 800 mm，在施工過程中錨索預緊力應達到120 kN。通過上述關于錨桿、錨索的支護論證可知，15-2#層北部盤區8103高抽巷選用φ22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿和φ17.8 mm×4 500 mm的錨索聯合支護可有效地支護頂板。

3 支護方式選擇

3.1 永久支護

頂板采用錨桿錨索聯合支護的形式作為永久支護。15-2#層8103專排巷選用4 600 mm×1 100 mm的金屬菱形網、φ22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿和φ17.8 mm×4 500 mm的錨索聯合支護可有效地支護頂板。錨索長度4.5 m，可以控制最大冒落范圍內的頂板垮落。同時在巷道兩肩角處按排距1.8 m，水平夾角75°施工角錨桿，頂錨桿排、間距為900 mm×900 mm，錨索排、間距為2 700 mm×1 800 mm；當巷道寬度超過設計寬度0.4 m時，在頂板超寬處補打錨桿，按排距為0.9 m布置，如施工巷道頂板破碎、有壓力或遇特殊地質構造時應縮小錨桿及錨索的排、間距，并制定專項措施。

采用炮掘作業時，永久支護緊跟工作面，每次放炮前，錨桿支護與工作面距離不得大于0.9 m(最小控頂距)；每次放炮后，最大控頂距不得大于最小控頂距加放一茬炮的進度(最大控頂距為2.4 m)，且該段距離必須使用臨時支護，臨時支護使用絲杠前探支護。夠一個錨索排距必須先施工錨索，嚴禁錨索滯后。

采用機掘作業時，永久支護緊跟工作面，每次割刀前，錨桿支護與工作面距離不得大于0.9 m(最小控頂距)；每次割刀后，最大控頂距不得大于最小控頂距加一個截割進度0.8 m(最大控頂距為1.7 m)，且該段距離必須使用臨時支護。

3.2 臨時支護

放炮使用絲杠前探支護：前探梁采用12#槽鋼，工作面用4根，并備用1根，每根長為4 m。吊塊用10 mm厚鋼板加工而成。吊塊按尺寸共設計3組孔，孔徑為φ20 mm，共用12塊。銷子用高強度的鋼材加工而成，一端加工成堵頭，另一端加工孔徑為φ6 mm的孔，用來安裝小銷子。小銷子加工成φ5 mm，一端加工成堵頭，并在堵頭上面焊一個小環與吊塊用細軟絲固定，以防滑落。橫梁選用10#槽鋼，設計長度為3.2 m，用4根。將30×30角鋼焊接在10#槽鋼上，作為前探梁的限位擋片。在前探梁后部槽內焊一個鉤環，備用4根鐵鏈，用于在上下坡時固定前探梁。打支護時將絲杠前探支護前移，并剎緊，嚴禁空頂作業。

掘進機施工時臨時支護采用機載前探支護：掘進機完成截割裝煤作業后，將截割頭放下，再按下列程序工作：先檢查支護系統各部位零部件管路是否正常，再打開通向臨時支護系統油路的操作閥，關閉另一個油路。把永久支護用的鋼帶和頂網放在頂梁架上用磁鐵吸好，向前推動支護主架和頂梁架的液壓控制手柄，這時主架和頂梁架由折合狀態慢慢平穩打開，支護系統在打開時，副司機應注意觀察支護系統各關節管路是否有不正常現象，鋼帶、頂網是否有掛卡現象。開到所需要的角度和位置再升主架，升到巷道頂板后把鋼帶和頂網壓緊，打眼工就可以在機載超前支護下安全的打眼、安裝錨桿。待錨桿支護、網片連接好后，先把主架下降到最底位置，再折合主架和頂梁架，合到頂梁架完全放在掘進機上為止，關閉操作閥后再進行下一項工作。

3.3 巷道護幫

巷道掘進時為防止煤壁片幫，采用掛護幫網支護方式，采用φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿配套短節鋼帶固定塑鋼網，排、間距為900 mm×800 mm齊排布置，每排3根，最上一根距頂板0.3 m，水平角為10°，最下一根距底板0.7 m，齊排布置。網采用長邊順巷方向布置，網與網短邊搭接≥100 mm并用14#鉛絲雙扣扭結牢固，并將網片與煤幫貼緊，每根錨桿上一卷K2335和Z-2360樹脂藥，護幫要求兩幫完整情況下滯后工作面≤5 m。

4 結語

從錨桿參數、錨索參數、永久支護方式選擇以及護幫方式選擇等多個方面對8103高抽巷道支護進行了設計，該設計能夠很好的滿足工程要求，在實踐中也取得了良好的支護效果。