48702 回風順槽支護技術應用

郝激文

（山西西山煤電股份有限公司西銘礦， 山西 太原 030052）

引言

在巷道掘進的過程中，科學的支護設計是施工人員生命安全和施工項目順利進行的重要保障。在煤礦巷道施工過程中，隨著采掘深度的增加，礦區巷道中地質構造、巖石承壓環境愈加復雜，無形之中便增加了煤礦施工難度，對采掘技術要求也越來越高，在保證正常施工效率的同時并確保施工過程的安全有序進行，已經成為煤礦開采工作的重中之重[1]。因為在煤礦巷道施工的過程中，巷道巖石不僅要承受內部巖石之間的壓力，還要承受外部施工環境所帶來的壓力[2-3]，為了避免巷道巖石因為壓力過大而發生破碎、變形等安全問題，需要對巷道進行支護設計。設計合理的巷道支護方案，不僅可以提高巷道工作的施工效率，保障施工人員的生命安全，還有利于煤礦開采工作的順利進行和良性發展，同時也為類似工作面回風順槽施工過程的支護設計提供積極參考。

1 工程概況

48702 回風順槽布置在工作面的西側，與北七右翼回風巷平交、與北七右翼單軌吊巷連通。該回風順槽主要供回采期間的回風及行人使用。

1.1 井上位置

48702 工作面地表位于馬矢山村（已搬遷）東側、隨老母斷層南側、婁煩灘風機房西側；地表為溝，呈“Y”字形，也有山谷地形，溝谷縱橫，有一條大河自南而過，流經工作面中部地區和北部地區；80-9煤田鉆孔位于工作面內的距回風順槽60 m 位置處。工作面煤層頂板到地面的垂直厚度為227～420 m，平均厚度為323 m 左右。

1.2 井下位置

48702 工作面井下位置東部為北七采區，西部為實煤區，南部靠近北七右翼集中巷道，北部靠近隨老母斷層，間距為24～70 m；同時48702 工作面東部靠近48706 工作面（已形成），兩個工作面之間的間距為25 m。

1.3 施工情況

48702 回風順槽在北七右翼單軌吊巷13 號測點后27 m 處（A 點）開口，先按345°方位角掘進27 m與北七右翼回風巷貫通（B 點），貫通后從B 點繼續向前掘進28 m（C 點），再從C 點向前掘進10 m 到回風聯絡巷開口位置（D 點），然后從D 點以45°角開口掘進45 m 后，與北七右翼回風巷貫通（E 點）。貫通后退掘進機至D 點，從D 點沿8 號煤頂板繼續向正前掘進121 m 至設計停采線，過設計停采線后拖夾石掘進1 337 m，在距切眼60 m 處時，再沿8 號煤頂板掘進至切眼位置（F 點）。巷道與北七右翼回風巷平交、與北七右翼單軌吊巷連通，預計巷道坡度≤8°。

2 礦壓監測

在礦壓監測過程中，當出現下列情況之一時，應及時采取措施，增強支護，修改設計：巷道兩幫超過規定，即巷道寬度低于設計值300 mm；錨桿體發生被拉斷現象；錨桿托盤、棚梁、棚腿被擠壓變形超過300 mm；巷道圍巖發生較大變化。礦壓監測具體內容如表1 所示。

表1 監測內容詳細表

3 支護設計

回風順槽掘進時采用托夾石的掘進方式，結合礦區工作面回采經驗，掘進時選用矩形斷面，寬度為4.0 m，高度為3.4 m?；仫L順槽作為回風、行人的巷道。

3.1 回風順槽斷面設計

3.1.1 寬度確定

以掘進設備計算回風順槽斷面的寬度，計算公式為：

式中：B 為巷道的寬度；Bb為掘進機鏟板寬，取2.9 m；C1為安全間隙，取0.5 m；C2為安全間隙，取0.5 m。

將數值帶入公式得B=3.9 m，因此巷道寬度取4.0 m 即可滿足運煤、運料的要求。

3.1.2 高度確定

夾石下煤層最大煤厚為3.42 m，由此確定巷道高度為3.4 m，設計合理。

3.2 按最小斷面風速進行驗算

按最小斷面風速進行驗算的公式為：

式中：Q巷為局部通風機對風的實際吸收量，取600 m3/min；v巷為回風順槽風速，m/min；S掘為掘進工作面的掘進斷面積，m2。

代入數據計算得v巷=0.73 m/s。

煤安規程中規定掘進工作面允許風速為0.25～4 m/s，由于v巷在此區間，故巷道斷面設計合理。

3.3 錨桿和錨索相關參數設計

3.3.1 錨桿長度的設計

3.3.1.1 頂錨桿長度確定

因為頂板破壞高度b 在0.3～1.5 m 之間，所以按下列方法確定支護參數。

式中：Lbr為頂錨桿的長度；Δ 為錨桿外露長度與錨固段長度之和，錨桿外露長度取0.1 m，錨入穩定巖層的固段長度取0.8 m。

根據計算及相鄰工作面施工經驗，確定頂錨桿長度取2.4 m。

3.3.1.2 幫錨桿長度確定

由于頂板破壞高度c 在0.3～1.5 m 之間，按下述方法確定支護參數。

式中：Lcr為幫錨桿的長度；Δ 為錨桿外露長度與錨固段長度之和，錨桿外露長度取0.1 m，錨入穩定巖層的固段長度取1.1 m。

根據計算及相鄰工作面施工經驗，確定幫錨桿長度取1.8 m。

3.3.2 錨桿參數計算

頂錨桿選用MSGLW-335/20×2400 型左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，幫錨桿選用MSGLW-335/20×1800 型左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，根據錨桿的設計錨固力，頂錨桿設計錨固力90 kN，幫錨桿設計錨固力50 kN，計算支護強度。

3.3.2.1 錨桿桿體直徑計算

錨桿桿體直徑d 根據桿體承載力與錨固力等強度原則驗算。

式中：d 為錨桿桿體直徑，mm；Q 為錨桿錨固力，取90 kN；σt為桿體材料抗拉強度，取490 MPa。

將數據代入上式得d=15.22 mm，取20 mm。

3.3.2.2 頂錨桿排距計算

頂錨桿排距Dr計算公式為：

式中：Dr為頂錨桿排距，m；Pr為頂錨桿設計錨固力，取90 kN；K 為安全系數，取1；Qr為頂板載荷集度，取197 kN/m。

代入數據得Dr=1.36 m。

根據以上計算及頂錨桿使用的經驗，回風順槽托夾石掘進時頂錨桿排距取1.0 m，能滿足支護的要求。

3.3.3 錨索間排距的確定

為加強頂板支護，回風順槽托夾石支護時頂板打設錨索，使用Φ17.8 mm×5 400 mm 的鋼絞線，間排距計算公式為：

式中：L 為錨索的排距；B 為巷道最大冒落寬度，取4.0 m；H 為潛在冒落高度，取2.0 m；γ 為巖體的容重，取25 kN/m；L1為錨桿排距，取1.0 m；F1為錨桿設計錨固力，取50 kN；F2為錨索設計錨固力，取200 kN；θ 為角錨桿與巷道的夾角，取75°；n 為每排錨索數量，取2 根。

代入數據計算得L=3.8 m。該面錨索間排距為2.0 m×2.0 m，呈矩形布置，滿足支護要求。

3.3.4 錨索長度確定

錨索長度的計算公式為：

式中：L0為錨索的總長度；L1為錨索的深入到較穩定巖層的錨固長度，一般為1.5～2.0 m，取2.0 m；L2為潛在冒落高度，取2.0 m；L3為外露的長度，取0.25 m。

結合我礦實際情況，選取直徑Φ17.8 mm，長度為5.4 m 的錨索，可滿足支護要求。

4 臨時支護

4.1 臨時支護的目的

在施工過程中，為了避免因巖石壓力造成巷道頂板巖石破碎、脫落傷人事故的發生，需要對頂板進行臨時的支護設計，頂板的臨時支護有利于保障施工人員的施工作業安全和生命健康安全，因此，在施工作業中需要注重頂板的臨時支護。

4.2 臨時支護的使用

在進行施工前，升起載有臨時支護的裝置，將頂板固定，施工一段距離后，對完成施工的部分進行錨桿永久支護，隨后進入下一段支護位置，重復之前支護操作。

當臨時支護設備發生故障時，在沿8 號煤頂板掘進時采用2 根6.0 m 長的10 號礦用工字鋼和由鋼筋制備的護網作為臨時支護設備，同時工字鋼需要被專用吊環固定在錨桿上每完成一段臨時支護，將工字鋼移動到前方需要支護的位置，并用護網對頂部巖石進行固定，然后進行永久性支護。完成一段施工后，繼續向前重復同樣支護操作。

臨時支護的施工距離為3.0 m，對頂板的最大控制距離為3.4 m，最小控制距離為0.4 m。本次施工使用托夾石掘進方式，根據經驗，臨時支護的施工距離為2.0 m，對頂板的最大控制距離為2.4 m，最小控制距離為0.4 m。

5 結論

近兩年，煤礦巷道的發展面臨全新挑戰，巷道施工工作的順利進行和施工人員的安全保護是巷道施工的重點工作。煤礦企業要想保證施工進度，并避免安全事故的發生，就需要針對巷道的具體施工情況設計相應的支護方案[4]。在施工前，提前進行地質勘探和煤礦礦壓監測，設計好相應的巷道支護方案，對可能發生意外的頂板進行臨時支護設計，以此保證煤礦施工安全，實現經濟利益最大化，從而助力企業的升級發展。