论文部分内容阅读
摘要：玉华煤矿由生产初期到现在，综采工作面切眼的断面随设备能力的提升而逐渐增大，切眼顶板的支护形式也有了很大发展。通过学习和实践，对大断面切眼的顶板支护形式进行了改进，从当初的普通圆钢锚杆支护发展为强力螺纹钢锚杆与预应力钢绞线锚索支护相结合的锚网梁索联合支护形式，形成了适合本矿的大断面巷道顶板支护技术，保障了掘进和综采设备安装期间的顶板安全。
关键词：大断面切眼；锚网梁索；顶板支护；发展
中图分类号：U455.7+1文献标识码： A 文章编号：
玉华煤矿属国有大型煤矿，陕西省省属企业。矿井于1986年7月由原煤炭部批准立项，设计生产能力150万t/年，1991年开工建设，2002年8月18日，通过了国家计委委托陕西省计委组织的矿井竣工验收，正式竣工投产。
一、开采条件
玉华煤矿主采4-2煤层属中下侏罗统延安组地层，平均厚度10米，煤层赋存稳定，近水平～缓倾斜煤层，倾角一般为3°～5°，埋深约500米左右。煤层顶板为细砂岩粉砂岩或砂质泥岩，为中等坚实至极不坚实。直接地板多为炭质泥岩、泥岩，掘进过程中普遍发生地鼓。近几年不断的探索实验，大断面开切眼强力锚杆锚索联合支护取得了一定成果。
二、低位综放采煤工作面切眼支护断面及支护形式的发展
低位放顶煤综合开采是近年来兴起的易自然特厚煤层一次采全高的采煤方法，随支架和运输能力的发展体积也发生变化，所以布置设备要求的切眼断面尺寸也逐步增加。
玉华煤矿已采用走向长壁后退式综采放顶煤工艺开采9个工作面，低位放顶煤切眼支架由当初的ZFG4800-17/30H型支撑掩护式低位放顶煤液压支架经ZF6400-17/30、ZF7200-17/30型号发展到现在的ZF8000-18/34，支架长度由6.5m
增加到8m。工作面切眼设计均为矩形，掘进高度为3.0m。由于切眼设备型号和尺寸的变化，切眼宽度由最初的6.5m经7.5m增加到现在的8.5m，净断面由19.5㎡增加为25.5㎡,顶板的支护形式也随科技进步发生了很大变化。
矿井初期工作面切眼顶板支护方式为Φ18mm×2000mm圆钢锚杆，间排距为800mm×800mm，切眼中间用木棚配合铰接顶梁单体支柱进行加固支护。在工作面安装时需要回撤单体支柱，回柱后有顶板明显下沉现象，只能是安装一台支架回撤相应单体支柱和木棚梁并用单体临时支护，这种支护的强度不能抑制巷道顶板里层和冒顶现象发生，并且在安装时回柱粱时工作量大，并易发生单体支柱倾倒伤人，存在较大安全隐患。随科技进步、施工工艺和工器具的发展，大断面切眼的支护方式也发生了很大变化，顶板支护形式发展为现在的左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆和锚索组成的锚网梁索支护，增加了对顶板的支护强度，控制了顶板下沉，保证了安装过程顶板安全，下面介绍现生产工作面切眼的支护形式。
三、现在切眼采用的支护方式
现1418工作面煤层厚度平均15m，留设底煤2米，巷道高度为3.0m，顶煤约10m，综合机械化低位放顶煤开采。采用ZF8000-18/34放顶煤液压支架，设计走向长度1980m、倾向长度180m。切眼设计宽度8.5m、高3.0m、断面25.5㎡。切眼采用锚网梁索及四米圆木配铰接顶梁配合DWQ31.5型铝合金单体液压支柱支柱联合支护，顶梁正悬铰接，一梁一柱。（如图）。
1、顶板支护
（1）顶板锚杆
顶板锚杆采用Φ22mm×2200mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，破断载荷大于189KN/M。间排距为800mm×800mm。靠煤帮的顶板角锚杆与铅垂线夹角为25°，其余锚杆垂直顶板安装，每根锚杆采用一节K2335型快速树脂药卷和三节Z2335型中速树脂药卷，锚固长度为1.4m，锚固力不低于100KN。单排之间锚杆采用Φ16mm圆钢制作梯形钢筋托梁相连，钢筋托梁与煤岩层之间铺设规格为10m×1m的网格50mm菱形铁丝网片。每排网片之间重叠100mm，重叠部分每间隔200mm用16#铁丝绑扎联接。
（2）顶板锚索
顶板锚索采用规格为Φ15.24×1×7预应力钢绞线，破断力≥260KN，长度7m。
切眼支护布置图
锚索托梁采用长度为400mm 12#槽钢，槽钢托梁下安装100×100×8mm预应力钢托板，托板外端采用MK15型矿用锚索锚具固定（锁紧力≥20吨），每根锚索采用两节K2335型快速树脂药卷和3节Z2335型中速树脂药卷，锚固长度为1.65m，锚固力不低于200KN，间排距2000mm×1600mm。
（3）木棚加固
为了确保巷道即使遇地质变化带顶板也不会突然大面积冒落，断面中间增加4m圆木配合铰接顶梁单体支柱进行支护，圆木要求直径在180mm—200mm之间，棚距一米，一梁一柱。
2、切眼帮部支护
巷道采用Φ18×1800mm型麻花头圆钢锚K3530型快速树脂药卷，锚固长度为300mm，锚固力50KN，间排距均为800mm×800mm，单排锚杆用Φ16mm圆钢制作梯形桁架相连。桁架与煤壁之间铺有铁丝网片。
四、锚索的施工
玉华煤矿现使用MQT—130/3.OC型风动锚杆机。
（1）安装工艺
采用28mm钻头施工钻孔，孔深6.8m。钻孔施工好后，2人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔顶端，然后将锚索下端装到锚杆机上。1人扶住机头，1人操作锚杆机推进至锚固剂位置时边推进边搅拌，先慢后快转动。搅拌时间按照说明书严格执行，停止搅拌后保持锚杆机推力三分钟方可，十分钟后方可装托梁、托板和锚具，用张拉千斤顶张紧到设计预紧力。
（2）安装技术要求
锚索孔深误差±30mm，锚索外露长度控制在200mm，锚索搅拌药卷过程中不能停顿，更不能反复搅拌，否则会导锚固致失效，搅拌停止15分钟后张拉锚索。预紧力控制在70KN左右。
（3）锚索施工时间
预应力锚索线的伸长率为3.5%，6.8m长的钢绞线极限变形量为238mm，而22mm螺纹钢锚杆延伸率达到20%，2m锚杆最大伸长量达到400mm，因而在掘进工作面过早安装锚索会使顶板岩石的变形力量集中在锚索上，造成锚索负荷过大而锚杆受力减小，甚至造成锚索拉坏失效，因而锚索施工一般滞后锚杆施工。太迟施工锚索又会造成锚杆锚固的岩层与锚索锚固岩层产生离层变形。矿上结合本矿岩性并考虑到便于施工，一般在掘进巷道的第二天施工锚索。
五、支护效果对比
1、支护强度数据对比
Φ18mm×2000mm圆钢麻花头锚杆的锚固长度只有350mm，张拉力最大50KN，而Φ22mm×2200mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆锚固长度达到1400mm，张拉力达到100KN，锚固力直接增加一倍，破断力也明显增加。加之每排锚杆之间增加两根Φ15.24×1×7型预应力钢绞线锚索，锚固深度大，能够将锚杆控制岩层与深层岩层控制为一个整体，避免离层，支护强度明显提高。
2、不同支护形式对巷道顶板控制状况对比
1418工作切眼采用强力锚杆、钢托梁和锚索联合支护方式，施工结束到工作面安装放置两个月时间，在工作面安装时一般连续拆掉一个支架距离（便于安装一般10m）长度支柱和棚梁，巷道顶板未出现下沉变化。整个工作面安装过程没有出现顶板下沉或者漏顶等现象，更未出现冒顶事故。而矿井初采面1407切眼采用圆钢锚杆配单体支柱和铰接顶梁支护，在切眼安装前发生大面积冒顶，并且维修难度大，后来重新施工切眼，增加成本并影响了安全和施工工期。
六、结论
根据玉华煤矿十年九个综放工作面切眼支护方式的发展和改进，强力锚杆、钢托梁和锚索联合支护方式是厚煤层大断面切眼支护方式是有效控制顶板的支护方式。较矿井初期使用支护方式对顶板控制效果有明顯改观，确保顶板安全，保证了工作面安全安装。
强力锚索支护，增加了锚固深度，有效控制顶板离层。
井下实践证明，锚网、梁、索联合支护在顶板形成的加固岩梁（组合梁）牢固可靠，有效地控制了顶板下沉，减少了帮鼓，全面控制了巷道围岩的变形，是适合大断面切眼的支护形式。
参考文献
[1]李金华，李昂，王贵荣.大断面切眼煤巷锚杆支护技术研究[J].煤炭工程 ,2010:34～37.
[2]孙志文，宋文杰.大断面软岩巷道支护技术[J].煤炭技术,2007,26(1):120～122.
作者简介：张永红（1970-）男，陕西蒲城人，测量工程师、采煤工程师，1994年毕业于山西矿业学院矿山测量专业，2006-2009年西安科技大学采矿专业进修，现为玉华煤矿副矿长，从事煤矿安全管理工作。
关键词：大断面切眼；锚网梁索；顶板支护；发展
中图分类号：U455.7+1文献标识码： A 文章编号：
玉华煤矿属国有大型煤矿，陕西省省属企业。矿井于1986年7月由原煤炭部批准立项，设计生产能力150万t/年，1991年开工建设，2002年8月18日，通过了国家计委委托陕西省计委组织的矿井竣工验收，正式竣工投产。
一、开采条件
玉华煤矿主采4-2煤层属中下侏罗统延安组地层，平均厚度10米，煤层赋存稳定，近水平～缓倾斜煤层，倾角一般为3°～5°，埋深约500米左右。煤层顶板为细砂岩粉砂岩或砂质泥岩，为中等坚实至极不坚实。直接地板多为炭质泥岩、泥岩，掘进过程中普遍发生地鼓。近几年不断的探索实验，大断面开切眼强力锚杆锚索联合支护取得了一定成果。
二、低位综放采煤工作面切眼支护断面及支护形式的发展
低位放顶煤综合开采是近年来兴起的易自然特厚煤层一次采全高的采煤方法，随支架和运输能力的发展体积也发生变化，所以布置设备要求的切眼断面尺寸也逐步增加。
玉华煤矿已采用走向长壁后退式综采放顶煤工艺开采9个工作面，低位放顶煤切眼支架由当初的ZFG4800-17/30H型支撑掩护式低位放顶煤液压支架经ZF6400-17/30、ZF7200-17/30型号发展到现在的ZF8000-18/34，支架长度由6.5m
增加到8m。工作面切眼设计均为矩形，掘进高度为3.0m。由于切眼设备型号和尺寸的变化，切眼宽度由最初的6.5m经7.5m增加到现在的8.5m，净断面由19.5㎡增加为25.5㎡,顶板的支护形式也随科技进步发生了很大变化。
矿井初期工作面切眼顶板支护方式为Φ18mm×2000mm圆钢锚杆，间排距为800mm×800mm，切眼中间用木棚配合铰接顶梁单体支柱进行加固支护。在工作面安装时需要回撤单体支柱，回柱后有顶板明显下沉现象，只能是安装一台支架回撤相应单体支柱和木棚梁并用单体临时支护，这种支护的强度不能抑制巷道顶板里层和冒顶现象发生，并且在安装时回柱粱时工作量大，并易发生单体支柱倾倒伤人，存在较大安全隐患。随科技进步、施工工艺和工器具的发展，大断面切眼的支护方式也发生了很大变化，顶板支护形式发展为现在的左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆和锚索组成的锚网梁索支护，增加了对顶板的支护强度，控制了顶板下沉，保证了安装过程顶板安全，下面介绍现生产工作面切眼的支护形式。
三、现在切眼采用的支护方式
现1418工作面煤层厚度平均15m，留设底煤2米，巷道高度为3.0m，顶煤约10m，综合机械化低位放顶煤开采。采用ZF8000-18/34放顶煤液压支架，设计走向长度1980m、倾向长度180m。切眼设计宽度8.5m、高3.0m、断面25.5㎡。切眼采用锚网梁索及四米圆木配铰接顶梁配合DWQ31.5型铝合金单体液压支柱支柱联合支护，顶梁正悬铰接，一梁一柱。（如图）。
1、顶板支护
（1）顶板锚杆
顶板锚杆采用Φ22mm×2200mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，破断载荷大于189KN/M。间排距为800mm×800mm。靠煤帮的顶板角锚杆与铅垂线夹角为25°，其余锚杆垂直顶板安装，每根锚杆采用一节K2335型快速树脂药卷和三节Z2335型中速树脂药卷，锚固长度为1.4m，锚固力不低于100KN。单排之间锚杆采用Φ16mm圆钢制作梯形钢筋托梁相连，钢筋托梁与煤岩层之间铺设规格为10m×1m的网格50mm菱形铁丝网片。每排网片之间重叠100mm，重叠部分每间隔200mm用16#铁丝绑扎联接。
（2）顶板锚索
顶板锚索采用规格为Φ15.24×1×7预应力钢绞线，破断力≥260KN，长度7m。
切眼支护布置图
锚索托梁采用长度为400mm 12#槽钢，槽钢托梁下安装100×100×8mm预应力钢托板，托板外端采用MK15型矿用锚索锚具固定（锁紧力≥20吨），每根锚索采用两节K2335型快速树脂药卷和3节Z2335型中速树脂药卷，锚固长度为1.65m，锚固力不低于200KN，间排距2000mm×1600mm。
（3）木棚加固
为了确保巷道即使遇地质变化带顶板也不会突然大面积冒落，断面中间增加4m圆木配合铰接顶梁单体支柱进行支护，圆木要求直径在180mm—200mm之间，棚距一米，一梁一柱。
2、切眼帮部支护
巷道采用Φ18×1800mm型麻花头圆钢锚K3530型快速树脂药卷，锚固长度为300mm，锚固力50KN，间排距均为800mm×800mm，单排锚杆用Φ16mm圆钢制作梯形桁架相连。桁架与煤壁之间铺有铁丝网片。
四、锚索的施工
玉华煤矿现使用MQT—130/3.OC型风动锚杆机。
（1）安装工艺
采用28mm钻头施工钻孔，孔深6.8m。钻孔施工好后，2人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔顶端，然后将锚索下端装到锚杆机上。1人扶住机头，1人操作锚杆机推进至锚固剂位置时边推进边搅拌，先慢后快转动。搅拌时间按照说明书严格执行，停止搅拌后保持锚杆机推力三分钟方可，十分钟后方可装托梁、托板和锚具，用张拉千斤顶张紧到设计预紧力。
（2）安装技术要求
锚索孔深误差±30mm，锚索外露长度控制在200mm，锚索搅拌药卷过程中不能停顿，更不能反复搅拌，否则会导锚固致失效，搅拌停止15分钟后张拉锚索。预紧力控制在70KN左右。
（3）锚索施工时间
预应力锚索线的伸长率为3.5%，6.8m长的钢绞线极限变形量为238mm，而22mm螺纹钢锚杆延伸率达到20%，2m锚杆最大伸长量达到400mm，因而在掘进工作面过早安装锚索会使顶板岩石的变形力量集中在锚索上，造成锚索负荷过大而锚杆受力减小，甚至造成锚索拉坏失效，因而锚索施工一般滞后锚杆施工。太迟施工锚索又会造成锚杆锚固的岩层与锚索锚固岩层产生离层变形。矿上结合本矿岩性并考虑到便于施工，一般在掘进巷道的第二天施工锚索。
五、支护效果对比
1、支护强度数据对比
Φ18mm×2000mm圆钢麻花头锚杆的锚固长度只有350mm，张拉力最大50KN，而Φ22mm×2200mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆锚固长度达到1400mm，张拉力达到100KN，锚固力直接增加一倍，破断力也明显增加。加之每排锚杆之间增加两根Φ15.24×1×7型预应力钢绞线锚索，锚固深度大，能够将锚杆控制岩层与深层岩层控制为一个整体，避免离层，支护强度明显提高。
2、不同支护形式对巷道顶板控制状况对比
1418工作切眼采用强力锚杆、钢托梁和锚索联合支护方式，施工结束到工作面安装放置两个月时间，在工作面安装时一般连续拆掉一个支架距离（便于安装一般10m）长度支柱和棚梁，巷道顶板未出现下沉变化。整个工作面安装过程没有出现顶板下沉或者漏顶等现象，更未出现冒顶事故。而矿井初采面1407切眼采用圆钢锚杆配单体支柱和铰接顶梁支护，在切眼安装前发生大面积冒顶，并且维修难度大，后来重新施工切眼，增加成本并影响了安全和施工工期。
六、结论
根据玉华煤矿十年九个综放工作面切眼支护方式的发展和改进，强力锚杆、钢托梁和锚索联合支护方式是厚煤层大断面切眼支护方式是有效控制顶板的支护方式。较矿井初期使用支护方式对顶板控制效果有明顯改观，确保顶板安全，保证了工作面安全安装。
强力锚索支护，增加了锚固深度，有效控制顶板离层。
井下实践证明，锚网、梁、索联合支护在顶板形成的加固岩梁（组合梁）牢固可靠，有效地控制了顶板下沉，减少了帮鼓，全面控制了巷道围岩的变形，是适合大断面切眼的支护形式。
参考文献
[1]李金华，李昂，王贵荣.大断面切眼煤巷锚杆支护技术研究[J].煤炭工程 ,2010:34～37.
[2]孙志文，宋文杰.大断面软岩巷道支护技术[J].煤炭技术,2007,26(1):120～122.
作者简介：张永红（1970-）男，陕西蒲城人，测量工程师、采煤工程师，1994年毕业于山西矿业学院矿山测量专业，2006-2009年西安科技大学采矿专业进修，现为玉华煤矿副矿长，从事煤矿安全管理工作。