“走向梁”支護技術研究與工程實踐分析

成 飛 趙 群 李亞斌

（黃陵礦業有限公司一號煤礦，陜西 延安 727307）

黃陵一號煤礦現采用的“縱向梁”支護形式，巷道頂板錨索梁容易產生大變形，部分錨索梁時常被壓彎，甚至壓斷，給后期回采造成極大不便和留下安全隱患，故提出以“走向梁”為主的支護優化方案并進行論證和試驗。創新推行了支護優化“4+5”工作法（“支得快、支得住、支得牢、支得省”四項原則和“摸清地質、掌握規律、靶點設計、精準施工、效果評價”五步法則），利用頂板窺視儀摸清井下各區域圍巖特性，收集了巷道圍巖特性，對現有支護結構、支護材料、支護效率、支護成本進行靶點分析，有助于提高支護效率，節約支護成本，而且有助于提升支護質量。

1 回撤通道支護優化技術

1.1 優化前回撤通道支護技術

對回撤通道機頭及機尾段各20 m 范圍內的頂板進行強化支護，擴幫后頂板采用“錨索梁+菱形鐵絲網”聯合支護。距支架前梁400 mm 施工一排單錨索，間距1.6 m，每根消耗L=700 mm 樹脂3節，采用規格為Ф17.8 mm×8300 mm 鋼絞線，配套L=400 mm 槽鋼托板；距回撤通道煤壁400 mm施工一排錨索，間距1.6m ，每根錨桿消耗L=350 mm 樹脂2 節；T 型鋼帶長1.6 m，一梁兩索，排距1.6 m，兩根錨索梁并在一起支護，另在單錨索之間支護一根T 型鋼帶，均采用Ф17.8 mm×8300 mm鋼絞線，錨深8 m，每孔消耗L=700 mm 樹脂3 節；頂部掛單層菱形網，網長10 m，寬1.2 m，長邊搭接長度200 mm，短邊搭接500 mm，搭接處用雙股14#鐵絲扭結，扭結不少于3 圈，每米扭結點不少于3 處，上下網長邊通連，短邊連雙排；回撤通道中部195 m 范圍擴幫后，頂板采用“錨索+T 型鋼帶+單層菱形網”聯合支護。距支架前梁400 mm施工一排單錨索，間距2.4 m，每根消耗L=700 mm樹脂3 節，采用Ф17.8 mm×8300 mm 鋼絞線，配套L=400 mm 槽鋼托板；距回撤通道煤壁400 mm施工一排錨索，間距2.4 m，每根錨桿消耗L=350 mm 樹脂2 節；T 型鋼帶長1.6 m，一梁兩索，排距2.4 m，兩根鋼帶并在一起支護，另在單錨索之間支護一根T 型鋼帶，均采用Ф17.8 mm×8300 mm 鋼絞線，錨深8 m，每孔消耗L=700 mm 樹脂3 節；頂部掛單層菱形網，網長10 m，寬1.2 m，長邊搭接200 mm，短邊搭接500 mm，搭接處用雙股14#鐵絲扭結。扭結不少于3 圈，每米扭結點不少于3 處，上下網長邊通連，短邊連雙排。

1.2 優化后回撤通道支護技術

優化后回撤通道采用“錨索梁+菱形鐵絲網”聯合支護。錨索梁采用T140 型鋼帶加工，梁長度為4.2 m，一梁三索，每刀煤割完后支護一排錨索，第一排錨索距支架前梁400 mm，第一排、第二排、第三排之間間距1000 mm，第三排與第四排錨索之間間距1100 mm，每排錨索梁之間間距1000 mm，錨索排與排成菱形布置；錨索均采用Ф17.8 mm×8300 mm鋼絞線，錨深8 m，每孔消耗L=700 mm 樹脂3 節；頂部掛單層菱形網，網長10 m，寬1.2 m，長邊搭接200 mm，短邊搭接500 mm，搭接處用雙股14#鐵絲扭結。優化前后的回撤通道支護平面圖，如圖1、圖2。

圖1 優化前回撤通道支護平面圖

圖2 優化后回撤通道支護平面圖

1.3 支護優化強度校核

（1）錨索長度校核

錨索總長度為滿足：

上式中：L 表示錨索總長度，m；La為錨索錨固長度（La≥Kd1fa/4fc），m；Lb為需懸吊的不穩定巖層厚度，參照鉆孔數據可取5.2 m；Lc為托板與錨具的總厚度，可取0.1 m；Ld為外露張拉長度，可取0.3 m。K 為安全系數，一般可取2；d1為錨索直徑，可取17.8 mm；fa為錨索抗拉強度，通過查表可知為1860 N/mm2；fc為錨索與錨固劑的具體粘合強度，一般可取10 N/mm2。

經計算得出：La≥1.65 m，L ≥7.25 m。因此，錨索設計長度8.3 m，可滿足要求。

（2）回撤通道力學模型校核

可用錨索來支護回撤通道，在支架不斷撤出的情況下通道頂板懸跨度會越來越大（支架頂梁約長4.4 m），這時可把回撤通道覆巖結構近似視為單邊固定的懸臂梁。

式中：r 為圍巖重度，按4 級圍巖取值2.5 kN/m3；b 為圍巖松動圈高度，m；σb為錨索抗拉強度，根據拉力實驗數據取1860 MPa；d 為錨索直徑，取17.8 mm；a1、a2為錨索間排距，分別取1 m、1.8 m。

式中：B、H 為巷道寬度、高度，分別為8.4 m、2.8 m；f 頂為頂板巖石普氏系數，3～5，取最小值3；ω 為兩幫圍巖的似內摩擦角，ω=arctanf頂。

經計算，q=3.875 kN，q1=257 kN。

因最大轉角與最大撓度通常都處于梁端B 處，所以對梁的撓度與轉角可按下式計算：

式中：l 為懸臂梁長度，取8.4 m；v 為撓度，m；θ 為扭轉角，（°）；E 為彈性模量，常數；I 為材料橫截面對彎曲中性軸的慣性矩，m.kg·s2。

經計算，vB=4697/EI θB=2156/EI

采用錨索支護能夠滿足回撤通道支架回撤后頂板的穩定性，滿足施工期間的安全性。回撤通道懸臂梁力學結構模型如圖3。

圖3 回撤通道懸臂梁力學結構模型

2 回采巷道支護優化技術（以回風順槽為例）

2.1 優化前回采巷道支護優化技術

采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護，頂錨桿中間四排間距850 mm，靠兩側兩排間距900 mm，排距為1000/600 mm 交替支護，“六—六”矩形布置；錨索梁采用T140型鋼帶加工，梁長4.8 m，一梁四索，間距1600 mm，錨索均采用Ф17.8 mm×8300 mm鋼絞線，每根消耗MSK2370 樹脂3 節；頂部掛塑鋼網，網孔50 mm×55 mm。

2.2 優化后回采巷道支護優化技術

采用錨桿+錨索梁+塑鋼網聯合支護，頂錨桿中間四排間距850 mm，靠兩側兩排間距900 mm，排距為1000/600 mm 交替支護，“六—六”矩形布置；錨索梁采用T140型鋼帶加工，梁長3.6 m，一梁三索，錨索梁采用“走向梁”成組錯茬布置的方式進行支護，沿順槽延伸方向共布置四列錨索梁，中間兩列間距1400 mm，靠兩幫側兩列間距1600 mm，每組“走向梁”之間間距1200 mm；每根消耗MSK2370 樹脂3 節；頂部掛塑鋼網，網孔50 mm×55 mm。

2.3 支護優化強度校核

（1）錨桿長度校核?？梢罁业踝饔脕磉M一步計算錨桿的長度，應滿足：

式中：L 代表錨桿總長度，m；L1代表錨桿外露長度，一般L1可取0.05 m；L2代表有效長度（頂部取免壓拱高b），m；L3代表錨入巖（煤）層內的深度，一般L3可取0.6 m。其中：

式中：B、H 代表巷道寬度、高度，分別為5.2 m、2.8 m ；f頂代表頂板巖石普氏系數，一般在2～3.2 之間，通?？扇∽钚≈?；ω 代表兩幫圍巖的似內摩擦角，ω=arctanf頂。

計算得出：b=1.63 m，頂錨桿長度L ≥2.28 m。而頂部錨桿的設計支護長度2.5 m，由此可見滿足要求。

（2）錨桿間排距校核。可依據錨桿所能懸吊的重量進行校核，應滿足：

式中：a 代表錨桿間、排距，m；G 代表錨桿的承載力，可取150 kN/根；k 代表安全系數，一般取2；L2代表有效長度（頂錨桿取免壓拱高b，幫錨桿取幫破碎深度c），m；γ 代表巖體容重，一般可取26 kN/m3。

經計算得出：頂錨桿a＜1.32 m，幫錨桿a＜2.1 m。由此可見，頂錨桿、幫錨桿設計間排距都可以滿足要求。

優化前、后的順槽支護平面圖如圖4、圖5。

圖4 優化前順槽支護平面圖

圖5 優化后順槽支護平面圖

3 支護優化效果分析

3.1 回撤通道支護優化效果

通過對回撤通道支護進行優化，在回撤通道開展了“走向梁”支護優化試驗，優化后回撤通道不再采用錨桿支護，且在割煤過程中每刀煤均可完成錨索梁支護，提高回撤通道支護效率；減少錨（桿）索施工數量，降低了職工勞動強度，節約了支護費用3.6 萬元。

3.2 回采巷道支護優化效果

回采巷道優化后直接采用“走向梁”代替 “橫向梁”支護，該支護結構能夠適應礦壓顯現，減少受壓后的鋼帶變形量；減少了支護工程量，提高了單進水平，延米減少228 元，降低了生產成本，能夠與快速掘進系統和采面超前支架支護相適應，為“110 工法”開采巷道支護進行了有效探索。

4 結 語

通過對回撤通道及回采巷道的支護優化，一方面根據理論驗算，得出了采煤回撤通道和回采巷道“走向梁”支護間距，錨桿、錨索支護強度，為“走向梁”支護研究提供了技術參數依據；另一方面應 用新的支護優化技術理念，采用高水平管理方式，成功應用礦井支護技術，不僅很好地解決了頂板支護實際問題，而且更好地保障了礦井安全生產。