马兰矿12704 工作面巷道支护设计研究

高 帅

（山西西山煤电股份有限公司马兰矿，山西古交 030205）

1 工作面概况

12704 工作面位于南七采区左翼，措施巷里程0～10.6 m，31～192 m 上部间隔 3.5～4.3 m 为 10702和10704 的采空区；皮带巷里程56～484 m 上部间隔3.5～4.3 m 为 10702 采空区。

图1 12704 工作面位置图

12704 工作面所采煤层为二叠系下统山西组2号煤层，属较稳定可采近水平中厚煤层。轨道巷Ⅰ段、Ⅱ切眼、轨道巷Ⅱ段0～152 m 为1 号与2 号煤分岔区，分岔区 1 号煤厚 0.40～0.55 m,平均 0.49 m，1 号和2 号煤夹矸0.55～0.75 m，平均0.62 m，2 号煤厚1.09～1.4 m，平均1.17 m；合并区2 号煤煤厚1.58～2.27 m，平均 1.91 m，煤层结构 0.48（0.24）1.19。1、2 号煤普氏硬度2.5~3.0。2 号煤与上部02 号煤平均间隔2.1～4.3 m。工作面皮带巷设计长度487.441 m，轨道巷Ⅰ段182.94 m，轨道巷Ⅱ段217.43 m，Ⅰ切眼长度145 m，Ⅱ切眼长度50 m，如图1 所示。

2 皮带巷支护设计

锚杆支护涉及到的参数极多，其主要是确定其围岩的破坏范围，其具体的参数包括巷帮及顶板的破坏深度、巷帮及顶板的承受载荷等其他支护参数值。

2.1 巷道两帮破坏深度C 的确定

式中：Kσ为围岩的应力系数，Kσ=Ks×Ka=2.3×0.933=2.147；Ks为围岩应力系数，该系数与工作面的巷道断面状态有关，一般选2.3；Ka为围岩应力系数，主要与附近的工作面采空区有关，该系数取0.933。

代入数据，通过计算得出C=1.205 m

2.2 巷道顶板围岩的影响范围b 的确定

假设12704 工作面的顶板围岩为均质岩层，因此可以通过下式确定b 值：

式中：a为根据悬臂梁理论，其悬臂的半跨间距，取2.5 m；C为根据悬臂梁理论，工作面巷道帮部的影响范围，1.205 m；Λ为工作面巷道的侧压系数，主要受水平应力影响。

式中：Ky为12704 工作面顶板围岩的完整系数，该系数主要受围岩的节理裂隙、开张度以及围岩强度等因素影响，本次取0.553。

通过以上公式，代入数据计算得出：

2.3 顶板载荷集度Qr 的确定

顶板载荷集度：

2.4 工作面巷道巷帮影响强度Qs 的确定

12704 工作面的巷帮均为煤层时巷帮载荷集度：

2.5 12704 工作面顶板锚杆参数的设计

1）锚杆杆体直径d。根据悬臂梁理论，杆体直径与锚杆杆体的载荷与锚杆的锚固力的关系，确定锚杆杆体直径。

式中：d为锚杆杆体直径，mm；Q为锚固力，该力通过试验测得，直径为20 mm 的锚杆锚固力为105 kN；σt为锚杆体的使用材料的抗拉强度，取340 MPa。

通过以上公式，代入数据得出：

因为顶板破坏高度在0.2～1.6 m 之间，所以按下列方法确定支护参数。

2）锚杆长度Lbr。

Lbr＝b+△＝1.066+0.862＝1.928 m，取 2.0 m

式中：△为锚杆外露长度与锚固段长度之和，由下式确定：△=Lc+0.05=0.812+0.05=0.862；Lc为锚固段长度；Lc×π×d×P1≥K2T;K2为锚固安全系数，考虑采动影响，取3；P1为树脂与锚杆粘结强度，取10 N/mm2；T为锚杆额定破断载荷，取 170 kN；D为锚杆杆体直径。

将以上数据代入公式:

Lc≥K2T/（π·d·p1）=3×170000/（π×20×10）=812mm

锚杆锚固段长度取812mm，则需药卷数量A 为：

根据临近工作面巷道支护经验及公司相关要求，锚杆采用全长锚固，顶锚杆长度为2.0 m，采用1 个MSK2360 型和1 个MSZ2380 型树脂锚固剂锚固，先装快速药卷。

3）锚杆排距Dr：

式中：Dr为锚杆排距，m；Pr为锚 杆拉拔力 ，φ20mm 螺纹钢锚杆105 kN；K为安全系数，取3。

4）每排锚杆根数N：

式中：N为锚杆个数，根；K为安全系数，取 3；Qr为顶板载荷集度，156.968 kN/m；Dr为锚杆排距，Dr=1.0 m；Pr为锚杆拉拔力，φ20 mm 螺纹钢锚杆105 kN。取N＝6 根。

5）顶板支护形式的确定。根据以上计算，顶板采用6 根φ20 mm×2 000 mm 螺纹钢全长锚固树脂锚杆支护，间排距900 mm×1 000 mm。巷道顶板支护形式确定为锚杆、W 钢带、金属网联合支护。

6）帮锚杆支护参数的确定。

Lbs=C+△=1.205+0.591=1.796 m，取 2.0 m。

式中：△为锚杆外露长度与锚固段长度之和，由下式确定：△=Lc+0.05=0.541+0.05=0.591；Lc为锚固段长度。

Lc×π×d×P1≥K2T；K2为锚固安全系数，考虑采动影响，取2；P1为树脂与锚杆粘结强度，取10N/mm2；T为锚杆额定破断载荷，取 170 kN；D为锚杆杆体直径。

将以上数据代入公式:

Lc≥K2T/（π·d·p1）=2×170000/（π×20×10）=541mm

锚杆锚固段长度取541mm，则需药卷数量A为：

根据马兰矿临近工作面巷道支护经验及公司相关要求，锚杆采用全长锚固，帮锚杆长度为2.0 m，采用 1 个 MSK2360 型和1 个MSZ2380 型树脂锚固剂锚固，先装快速药卷。

锚杆杆体直径d：

根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定。

式中：d为锚杆杆体直径，mm；Q为锚固力，由拉拔试验确定直径20 mm 螺纹钢锚杆105 kN；σt为杆体材料抗拉强度，340 MPa。

将数据代入上式得：d=19.739 mm

因此，锚杆直径选取20 mm。

锚杆排距Dr：

式中：DS为锚杆排距，m；PS为锚杆拉拔力，由拉拔试验确定直径20 mm 螺纹钢锚杆105 kN；K为安全系数，取5。

根据邻近工作面巷道的承压情况，为了有效防止两帮煤层受压破碎垮落，帮锚杆排距取1.0 m。

每排锚杆根数:

式中：NS为锚杆个数，个；K为安全系数，取 5；QS为两帮载荷集度，33.534 kN/m；DS为锚杆排距，Dr=1.0 m；PS为锚杆拉拔力，由拉拔试验确定105 kN。

因此，锚杆每排选取2 根。

根据以上计算，两帮采用2 排φ20mm×2 000 mm 螺纹钢全长锚固树脂锚杆支护，帮锚杆间排距1.0 m×1.0 m。巷道两帮支护形式确定为锚杆、金属网联合支护。

3 特殊情况下巷道支护

3.1 工作面的巷道开口及交岔点支护

1）南七02#煤左翼集中皮带巷及左翼集中轨道巷前后5m 范围内支护，所有失效锚杆全部补打，并补打锚索加强支护。

2）采用小循环作业，循环进度0.8 m。

3）顶锚杆排距缩小为800 mm，锚索每排2 根，排距2.4 m。

4）为便于轨道运输，轨道巷开口处需抹角，抹角规格2 000 mm×2 000 mm，皮带巷开口抹角规格3 000 mm×3 000 mm，抹角处按0.8 m 网度施工锚杆，按2 m×2 m 间排距施工锚索。

3.2 当工作面遇到断层或者破碎带时的巷道支护

1）巷道顶板不完整破碎时，顶锚杆排距缩小为800 mm，锚索每排2 根，间距2.0 m。

2）采用小循环作业，循环进度0.8 m。

3）顶帮破碎严重，上述支护不能满足支护要求时，加套11 号工字钢铁棚，棚距1.0 m。

3.3 皮带头支护

1）为满足设备要求，皮带巷开口20 m 范围内巷道宽度6.0 m。

2）顶锚杆间排距900 mm×800 mm。锚索每排3根，排距1.6 m，间距1.8 m。

3）底板硬化200 mm，两帮加挂金属菱形网支护，并喷砼形成不燃性支护。

3.4 其它硐室支护

抽采钻场、油脂库均采用“锚杆、W 钢带、金属菱形网”联合支护形式，顶锚杆选用φ20mm×2 000mm螺纹钢锚杆；帮锚杆采用φ20mm×2 000 mm 螺纹钢锚杆加金属菱形网支护。油脂库施工完毕后需喷砼形成不燃性支护。

4 矿压监测效果分析

12704 工作面在巷道处于掘进期间时，在12704进风巷（皮带巷）中每50 m 设置一处顶板离层仪、锚杆锚索测力计等进行监测巷道支护效果，并对监测的数据进行分析处理，得出12704 工作面的支护效果。

图2 12704 皮带巷位移变化图

经过1 个月的开采，12704 工作面推进至160 m，通过对工作面的现场监测，从图2 中可以看出，当工作面推进至40 m 时，工作面回采超前支护段的顶板下沉量最大为52 mm。12704 工作面的两帮移近量最大为94 mm，顶板下沉速度比两帮的移近速度较慢；当开采至40 m 以后，工作面的顶板下沉量与两帮移近量的变化速度较小；当12704 工作面开采至50、90、140m 时，工作面巷道顶板下沉量与两帮移近量的变化范围变小，这很好的说明了巷道支护对巷道的完整性发挥了极大的效果，在回采巷道的超前段巷道围岩破坏的速度也在变慢，从图中可以看出，巷道两帮的破坏范围变大，两帮移近量最大能达到165 mm，顶板的下沉量最大能达到68 mm，因此，巷道围岩影响较小，能够很好的满足工作面的安全生产需要。