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[摘 要]厚煤层松软岩层大断面巷道沿空掘巷支护技术是当前一大技术难题，本文根据南屯煤矿93下02轨道顺槽工程概况，对该巷道的支护方案及支护参数进行了设计。经过现场实践发现，该支护起到了控顶固帮作用，可以为同等条件下的工程提供类比借鉴。
[关键词]厚煤层；松软岩层；大断面；沿空掘巷；支护设计
中图分类号：TM 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）19-0045-01
1、前言
厚煤层松软岩层大断面巷道沿空掘巷围岩稳定性控制问题一直是矿山支护工程中重要的研究方向，国内外专家、学者对此进行了大量研究。随着煤矿开采技术的发展，锚杆支护以其主动、及时等优点得到了快速发展。由于锚杆支护技术不仅可以提高围岩自身承载能力，而且可以使支护结构处于围岩松动圈内，一定的变形能力能起到柔性让压的作用，防止围岩的进一步松动破坏。目前，锚杆支护技术已经成为我国煤矿普遍采用的一种巷道支护方式，给煤矿企业带来了巨大的经济和社会效益，是我国现阶段煤矿巷道支护研究的重点。
2、工程概况
93下02轨道顺槽位于南屯煤矿九采区，巷道设计长度1572.078m，埋藏深度-446.8m～-664.9m，工作面西南侧为九采一分区南部皮带巷；东南侧为93下01面；北东侧为九采边界皮带巷；上覆93上02采空区，工作面标高-446.8～-664.9m，平均-555.9m。3下煤厚2.84～3.5m，平均3.14m。煤层平均倾角8°。巷道沿3下煤掘进，煤层直接顶为粉砂质泥岩，老顶为细砂岩，直接底为泥岩，老底为中砂岩。
3、巷道支护设计
3.1 围岩类型判断及支护方式确定
根据《兖矿集团公司煤巷锚杆支护技术规范》第三章第23条煤巷围岩稳定性分类标准，正常地质条件下，当顶板夹矸厚度达到5m时，93下02轨顺为沿煤层顶板掘进的沿空巷道，稳定程度属“中等稳定”，围岩稳定性类别为II类；顶板夹矸厚度较小的特殊区域，稳定程度属“极不稳定”，围岩稳定性类别为Ⅳ类。
依据上述规范，参照第四章第28条（2）工程类比法，巷道断面确定为矩形断面，净宽4200mm，净高3300mm，S荒=15.75m2，S净=13.86m2。设计顶板采用锚网+钢筋梯+锚索的全锚支护形式，锚杆采用Φ22×2200mm的KMG500锚杆；帮部采用锚网+钢筋梯的加长锚支护形式，锚杆采用Φ20×2200mm的KMG400锚杆，特殊地点采取架棚锚网复合支护的方式。
3.2 锚网支护参数设计
（1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2
式中：L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，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0.5m；L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=0.55m，式中：B—巷道开掘宽度，取4.4；f—岩石坚固性系数，取4。
则L=2×0.55+0.5+0.1=1.7m
（2）锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取a：a=
式中：a—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，150kN/根；H—冒落拱高度，取0.55m；r—被悬吊岩石的密度，取23.7kN/m3；K—安全系数，取K=2。
则a=2.4（m）
通过以上计算，顶部选用Φ22mm×2200mmKMG500左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，帮部选用Φ22mm×2200mm的全螺纹锚杆，可以满足要求。
（3）锚固长度计算：L0=
式中：L0—锚固长度，mm；L—树脂药卷长度，1000mm；D—钻孔直径，28mm；
D1—树脂药卷直径，25mm；D2—锚杆直径，22mm。
则L0=2083.33mm
按照上述计算，顶选用CK25100型锚固剂，1支/孔，帮选用CK2880型锚固剂，1支/孔。
（4）支护参数确定
顶部每排布置6根锚杆，间距840mm；帮部每排每帮布置5根锚杆，间距750mm。锚杆设计锚固力：顶部≮150kN、帮部≮100kN。锚杆螺母设计扭矩：顶锚杆≮120N·m，帮锚杆≮60N·m。
3.3 锚索支护设计
（1）根据工程类比法，锚索选用Φ22×5500mm高强度低松弛预应力钢绞线及配套锁具；托盘：400mm×400mm×25mmQ235A钢板制作而成。锚索长度确保锚固到稳定岩层中的长度不小于1.0m。
（2）锚索设计预应力100kN，设计锚固力≮180kN。
（3）锚固长度计算：L0=
式中：L0—锚固长度，mm；L—树脂药卷长度，1000mm；D—鉆孔直径，30mm；
D1—树脂药卷直径，25mm；D2—锚索直径，22mm。
则L0=3005mm，经计算锚固剂选用CK25100型，2支/孔。
（4）锚索布置参数确定
锚索与锚杆不同排布置，即布置在两排锚杆中间，非钢筋梯一排。
顶板：每施工2排锚杆，沿巷中两侧各840mm分别布置1根Φ22×5500mm锚索，允许按照50-70°夹角、倒八字方向布置。
两帮：在前后相邻两排帮锚杆，自上而下第2根与第3根，第3根与第4根中间部位，两帮分别布置二根Φ22×4000mm高强度低松弛预应力钢绞线制成的锚索（7股），排距1800mm，锚索与水平面角度范围成0°～30°仰角。
3.4 临时支护
（1）临时支护工具
前探梁：采用DN80×4000mm钢管制作，其后端焊接Φ6mm钢筋加工而成的带M24螺帽防滑小链，均匀布置4根探梁。 吊环：方形吊环。两侧钢板规格为450×40×10mm，其上按照50mm间距均匀钻有一排Φ22mm的销孔；上端钢板规格为130×40×20mm，居中布置一个M24内螺纹透孔；下端钢板规格为130×40×10mm。将上述四块钢板采用全焊工艺焊接成方形吊环。在吊环上端一侧焊接Φ4mm钢筋加工而成的带Φ20×180mm圆钢销子的小链，将销子插在销孔内，用于调节探梁高度及刹紧探梁之用。
（2）临时支护长度确定
正常情况下，一掘两锚，即临时支护长度：2300mm；最小控顶距：500mm；最大控顶距：2300mm。遇顶板破碎、压力变大、地质构造等，改为一掘一锚，即临时支护长度：1400mm；最小控顶距：500mm；最大控顶距：1400。
4、施工工艺
（1）施工方法
正常情况下，采取掘进机机掘、刮板输送机及SSJ-800胶带输送机出煤施工；拐弯施工、硐室施工、遇地质构造（截割困难）等，不便于使用掘进机时，可采取爆破方式施工，掘进机配合耙装机（或人工）出煤的方式施工。
（2）凿岩方式
采用EBZ-132掘进机截割破煤。采用MQT-130顶置式风动锚杆钻机，配用B19mm六角中空成品钎、Φ28mm钻头进行顶部支护，采用ZQS-50/300风动帮锚杆钻机打眼，配用2.2m中空麻花钻杆、Φ32mm钻头进行帮部支护。
采用掘进机截割，按照先下后上，先中间后四周的截割循序，最后刷帮成型。要求严格控制截割高度与宽度。
（3）装、运煤（岩）方式
正常条件下，采用掘进机落煤，胶带输送机（或刮板输送机）运输方式施工；遇地质构造、施工硐室、拐弯施工、开门施工等无法采用掘进机落煤时，可采用爆破落煤、掘进机配合耙装机（或人工）出煤、胶带输送机（或刮板输送机）运输的方式施工。
5、结束语
现場工业性试验证实，该支护设计不仅能够有效控制厚煤层松软岩层大断面巷道回采巷道沿空掘巷的强烈变形，提高围岩的稳定性，有效抑制顶底板及两帮的变形，而且可大幅度降低综合支护成本和改善工作面端头的作业环境，技术经济效益显著。
作者简介：刘新文（1983），男，本科，采矿工程师，现就职于兖州煤业股份有限公司南屯煤矿，主要从事安全生产管理方面的工作。
[关键词]厚煤层；松软岩层；大断面；沿空掘巷；支护设计
中图分类号：TM 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）19-0045-01
1、前言
厚煤层松软岩层大断面巷道沿空掘巷围岩稳定性控制问题一直是矿山支护工程中重要的研究方向，国内外专家、学者对此进行了大量研究。随着煤矿开采技术的发展，锚杆支护以其主动、及时等优点得到了快速发展。由于锚杆支护技术不仅可以提高围岩自身承载能力，而且可以使支护结构处于围岩松动圈内，一定的变形能力能起到柔性让压的作用，防止围岩的进一步松动破坏。目前，锚杆支护技术已经成为我国煤矿普遍采用的一种巷道支护方式，给煤矿企业带来了巨大的经济和社会效益，是我国现阶段煤矿巷道支护研究的重点。
2、工程概况
93下02轨道顺槽位于南屯煤矿九采区，巷道设计长度1572.078m，埋藏深度-446.8m～-664.9m，工作面西南侧为九采一分区南部皮带巷；东南侧为93下01面；北东侧为九采边界皮带巷；上覆93上02采空区，工作面标高-446.8～-664.9m，平均-555.9m。3下煤厚2.84～3.5m，平均3.14m。煤层平均倾角8°。巷道沿3下煤掘进，煤层直接顶为粉砂质泥岩，老顶为细砂岩，直接底为泥岩，老底为中砂岩。
3、巷道支护设计
3.1 围岩类型判断及支护方式确定
根据《兖矿集团公司煤巷锚杆支护技术规范》第三章第23条煤巷围岩稳定性分类标准，正常地质条件下，当顶板夹矸厚度达到5m时，93下02轨顺为沿煤层顶板掘进的沿空巷道，稳定程度属“中等稳定”，围岩稳定性类别为II类；顶板夹矸厚度较小的特殊区域，稳定程度属“极不稳定”，围岩稳定性类别为Ⅳ类。
依据上述规范，参照第四章第28条（2）工程类比法，巷道断面确定为矩形断面，净宽4200mm，净高3300mm，S荒=15.75m2，S净=13.86m2。设计顶板采用锚网+钢筋梯+锚索的全锚支护形式，锚杆采用Φ22×2200mm的KMG500锚杆；帮部采用锚网+钢筋梯的加长锚支护形式，锚杆采用Φ20×2200mm的KMG400锚杆，特殊地点采取架棚锚网复合支护的方式。
3.2 锚网支护参数设计
（1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2
式中：L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，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0.5m；L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=0.55m，式中：B—巷道开掘宽度，取4.4；f—岩石坚固性系数，取4。
则L=2×0.55+0.5+0.1=1.7m
（2）锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取a：a=
式中：a—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，150kN/根；H—冒落拱高度，取0.55m；r—被悬吊岩石的密度，取23.7kN/m3；K—安全系数，取K=2。
则a=2.4（m）
通过以上计算，顶部选用Φ22mm×2200mmKMG500左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，帮部选用Φ22mm×2200mm的全螺纹锚杆，可以满足要求。
（3）锚固长度计算：L0=
式中：L0—锚固长度，mm；L—树脂药卷长度，1000mm；D—钻孔直径，28mm；
D1—树脂药卷直径，25mm；D2—锚杆直径，22mm。
则L0=2083.33mm
按照上述计算，顶选用CK25100型锚固剂，1支/孔，帮选用CK2880型锚固剂，1支/孔。
（4）支护参数确定
顶部每排布置6根锚杆，间距840mm；帮部每排每帮布置5根锚杆，间距750mm。锚杆设计锚固力：顶部≮150kN、帮部≮100kN。锚杆螺母设计扭矩：顶锚杆≮120N·m，帮锚杆≮60N·m。
3.3 锚索支护设计
（1）根据工程类比法，锚索选用Φ22×5500mm高强度低松弛预应力钢绞线及配套锁具；托盘：400mm×400mm×25mmQ235A钢板制作而成。锚索长度确保锚固到稳定岩层中的长度不小于1.0m。
（2）锚索设计预应力100kN，设计锚固力≮180kN。
（3）锚固长度计算：L0=
式中：L0—锚固长度，mm；L—树脂药卷长度，1000mm；D—鉆孔直径，30mm；
D1—树脂药卷直径，25mm；D2—锚索直径，22mm。
则L0=3005mm，经计算锚固剂选用CK25100型，2支/孔。
（4）锚索布置参数确定
锚索与锚杆不同排布置，即布置在两排锚杆中间，非钢筋梯一排。
顶板：每施工2排锚杆，沿巷中两侧各840mm分别布置1根Φ22×5500mm锚索，允许按照50-70°夹角、倒八字方向布置。
两帮：在前后相邻两排帮锚杆，自上而下第2根与第3根，第3根与第4根中间部位，两帮分别布置二根Φ22×4000mm高强度低松弛预应力钢绞线制成的锚索（7股），排距1800mm，锚索与水平面角度范围成0°～30°仰角。
3.4 临时支护
（1）临时支护工具
前探梁：采用DN80×4000mm钢管制作，其后端焊接Φ6mm钢筋加工而成的带M24螺帽防滑小链，均匀布置4根探梁。 吊环：方形吊环。两侧钢板规格为450×40×10mm，其上按照50mm间距均匀钻有一排Φ22mm的销孔；上端钢板规格为130×40×20mm，居中布置一个M24内螺纹透孔；下端钢板规格为130×40×10mm。将上述四块钢板采用全焊工艺焊接成方形吊环。在吊环上端一侧焊接Φ4mm钢筋加工而成的带Φ20×180mm圆钢销子的小链，将销子插在销孔内，用于调节探梁高度及刹紧探梁之用。
（2）临时支护长度确定
正常情况下，一掘两锚，即临时支护长度：2300mm；最小控顶距：500mm；最大控顶距：2300mm。遇顶板破碎、压力变大、地质构造等，改为一掘一锚，即临时支护长度：1400mm；最小控顶距：500mm；最大控顶距：1400。
4、施工工艺
（1）施工方法
正常情况下，采取掘进机机掘、刮板输送机及SSJ-800胶带输送机出煤施工；拐弯施工、硐室施工、遇地质构造（截割困难）等，不便于使用掘进机时，可采取爆破方式施工，掘进机配合耙装机（或人工）出煤的方式施工。
（2）凿岩方式
采用EBZ-132掘进机截割破煤。采用MQT-130顶置式风动锚杆钻机，配用B19mm六角中空成品钎、Φ28mm钻头进行顶部支护，采用ZQS-50/300风动帮锚杆钻机打眼，配用2.2m中空麻花钻杆、Φ32mm钻头进行帮部支护。
采用掘进机截割，按照先下后上，先中间后四周的截割循序，最后刷帮成型。要求严格控制截割高度与宽度。
（3）装、运煤（岩）方式
正常条件下，采用掘进机落煤，胶带输送机（或刮板输送机）运输方式施工；遇地质构造、施工硐室、拐弯施工、开门施工等无法采用掘进机落煤时，可采用爆破落煤、掘进机配合耙装机（或人工）出煤、胶带输送机（或刮板输送机）运输的方式施工。
5、结束语
现場工业性试验证实，该支护设计不仅能够有效控制厚煤层松软岩层大断面巷道回采巷道沿空掘巷的强烈变形，提高围岩的稳定性，有效抑制顶底板及两帮的变形，而且可大幅度降低综合支护成本和改善工作面端头的作业环境，技术经济效益显著。
作者简介：刘新文（1983），男，本科，采矿工程师，现就职于兖州煤业股份有限公司南屯煤矿，主要从事安全生产管理方面的工作。