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摘要： 中国平煤神马集团平煤股份八矿丁5.6-14270机巷设备道通过“多打眼，少装药”的施工方法，减小爆破作业对巷道围岩的破坏；加密锚索布置，结合顶煤与巷道顶板的层间距调整锚索长度的支护方法，有效避免了巷道后期的重复维修，增加了托煤段的安全系数。
关键词： 托煤段；施工；支护；十字位移
【中图分类号】P618.11
【文献标识码】B
【文章编号】2236-1879（2017）09-0222-01
我国煤矿传统托煤段施工大都采用托顶煤施工法，支护采用被动式的架棚子支护，随着时间的积累，致使暴露的煤、岩风化后掉落，极易形成高冒区，工程后期维修量大，老技术的劣势逐渐显现，托煤段的施工、支护严重制约煤矿安全高效生产，为安全生产埋下很大的隐患。研究托煤段施工、支护的安全技术具有重要的实践意义，
1工程概述
丁5.6-14270机巷设备道位于一水平、丁四采区下部东翼。煤层厚度较稳定，一般为1.4m左右，煤层倾角2°，埋深760～900m之间，等高线总体趋势呈向斜状，该煤层为半暗半光亮型焦煤。丁5.6煤层直接顶为砂质泥岩，局部为细砂岩，含丁4煤。基本顶为细至粗粒砂岩，底板为泥岩，泥岩遇水易膨胀。
2施工方法、顺序
采用爆破法施工，首先设备道平台段沿丁5.6煤层顶板按平巷矩形断面施工至机巷设备道下山段顶板位置后再向前施工4.23m，把丁5.6煤的底板甩到设备道下山段的顶板；
揭露的丁5.6煤层断面打锚网支护后，后退4.89m自设备道变坡点位置按地测部门给定的腰线崩底至设备道下山段断面全面揭露出来，开始沿腰线按25.5°施工设备道下山。
3支护规格、形式
设备道采用锚网索支护。
锚杆选用φ20×2400mm的高强锚杆，揭露出的丁5.6煤层断面布置两排锚杆配合双层错格金属网封闭，锚杆间距800mm，每排布置6根；设备道下山每排布置12根；顶锚杆间距730mm，帮锚杆间距850mm，排距800mm；允许误差±100mm；
锚索结合现场实际，自设备道托煤段起始位置按腰线沿设备道下山方向测量，前9.2m选用φ22×7000mm的高强锚索，自9.2m-12.5m选用φ22×8300mm的高强锚索，自12.5m-15.6m选用φ22×5000mm的高强锚索；锚索间距1100mm，排距800mm，允许误差±100mm，每排3根与锚杆错排布置；保证锚索锚固端深入稳定岩层不小于1m。自15.6m后开始恢复使用φ22×7000mm的高强锚索支护。
锚网选用4#冷拔丝金属网，网格40×40mm；采用双层金属网错格布置封闭顶板，防止托煤段顶板破碎、露砟致使支护锚杆、锚索失效。
5支护效果监测、检验
采用“十字位移”观测法监测、检验支护效果。考虑设备道下山段4.8m范围顶锚杆锚固端处于丁5.6煤层中及托煤段锚索调整范围内支护效果；自设备道托煤段起始位置按腰线沿设备道下山方向测量2.4m位置布置一组“十字位移”观测点，观测φ22×7000mm锚索支护区段帮顶位移量；在11.2m位置布置一组“十字位移”观测点，观测φ22×8300mm锚索支护区段帮顶位移量；在14.4m位置布置一组“十字位移”观测点，监测φ22×5000mm锚索支护区段帮顶位移量；
通过连续一个月的观测，帮顶位移量不大于3mm/天，一个月帮顶位移量累计不大于80mm，能够满足支护要求。
6制度保障及要求
6.1加强顶板管理，严禁空顶作业，坚持执行敲帮问顶制度，将帮、顶浮矸危岩用钩钎捣掉，敲帮问顶人员必须站在有支护的安全的地方，认真使用好单体柱配大板组成的临时支护护顶，打锚杆、刷帮或清砟工作过程中，始终设专人观山。
6.2加强现场管理， 施工锚杆、锚索时应自中間向两边依次施工，要求支一次钻、打一个孔、安装一根锚杆、锚索，确保施工安全及内在质量达标。
6.3加强工程质量管理，要求锚杆必须紧贴岩面，与巷道轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不小于75°，预紧力≥200N·m，锚杆外露10-50mm；达不到要求的重新补打锚杆，确保支护有效。
附：设备道托煤段支护断面图
6.4锚索不得滞后工作面，锚索与设计角度误差小于2°，锚索外露150-250mm，锚固力≥300KN，锚索盘必须紧贴岩面。
（5）要缩小炮眼间距，周边眼间距控制在300mm，周边眼、辅助眼、掏槽眼、底眼排距控制在400mm，允许误差±50mm，减少每眼装药量，采用“多打眼，少装药”的方式，减少对巷道围岩稳定性的破坏，确保巷道成型。
参考文献
[1]薛顺勋，宋广太，库明欣，《煤巷锚杆支护施工指南》。煤炭工业出版社。1999.11：1-36.
[2]袁和生《煤矿巷道锚杆支护技术》1997
关键词： 托煤段；施工；支护；十字位移
【中图分类号】P618.11
【文献标识码】B
【文章编号】2236-1879（2017）09-0222-01
我国煤矿传统托煤段施工大都采用托顶煤施工法，支护采用被动式的架棚子支护，随着时间的积累，致使暴露的煤、岩风化后掉落，极易形成高冒区，工程后期维修量大，老技术的劣势逐渐显现，托煤段的施工、支护严重制约煤矿安全高效生产，为安全生产埋下很大的隐患。研究托煤段施工、支护的安全技术具有重要的实践意义，
1工程概述
丁5.6-14270机巷设备道位于一水平、丁四采区下部东翼。煤层厚度较稳定，一般为1.4m左右，煤层倾角2°，埋深760～900m之间，等高线总体趋势呈向斜状，该煤层为半暗半光亮型焦煤。丁5.6煤层直接顶为砂质泥岩，局部为细砂岩，含丁4煤。基本顶为细至粗粒砂岩，底板为泥岩，泥岩遇水易膨胀。
2施工方法、顺序
采用爆破法施工，首先设备道平台段沿丁5.6煤层顶板按平巷矩形断面施工至机巷设备道下山段顶板位置后再向前施工4.23m，把丁5.6煤的底板甩到设备道下山段的顶板；
揭露的丁5.6煤层断面打锚网支护后，后退4.89m自设备道变坡点位置按地测部门给定的腰线崩底至设备道下山段断面全面揭露出来，开始沿腰线按25.5°施工设备道下山。
3支护规格、形式
设备道采用锚网索支护。
锚杆选用φ20×2400mm的高强锚杆，揭露出的丁5.6煤层断面布置两排锚杆配合双层错格金属网封闭，锚杆间距800mm，每排布置6根；设备道下山每排布置12根；顶锚杆间距730mm，帮锚杆间距850mm，排距800mm；允许误差±100mm；
锚索结合现场实际，自设备道托煤段起始位置按腰线沿设备道下山方向测量，前9.2m选用φ22×7000mm的高强锚索，自9.2m-12.5m选用φ22×8300mm的高强锚索，自12.5m-15.6m选用φ22×5000mm的高强锚索；锚索间距1100mm，排距800mm，允许误差±100mm，每排3根与锚杆错排布置；保证锚索锚固端深入稳定岩层不小于1m。自15.6m后开始恢复使用φ22×7000mm的高强锚索支护。
锚网选用4#冷拔丝金属网，网格40×40mm；采用双层金属网错格布置封闭顶板，防止托煤段顶板破碎、露砟致使支护锚杆、锚索失效。
5支护效果监测、检验
采用“十字位移”观测法监测、检验支护效果。考虑设备道下山段4.8m范围顶锚杆锚固端处于丁5.6煤层中及托煤段锚索调整范围内支护效果；自设备道托煤段起始位置按腰线沿设备道下山方向测量2.4m位置布置一组“十字位移”观测点，观测φ22×7000mm锚索支护区段帮顶位移量；在11.2m位置布置一组“十字位移”观测点，观测φ22×8300mm锚索支护区段帮顶位移量；在14.4m位置布置一组“十字位移”观测点，监测φ22×5000mm锚索支护区段帮顶位移量；
通过连续一个月的观测，帮顶位移量不大于3mm/天，一个月帮顶位移量累计不大于80mm，能够满足支护要求。
6制度保障及要求
6.1加强顶板管理，严禁空顶作业，坚持执行敲帮问顶制度，将帮、顶浮矸危岩用钩钎捣掉，敲帮问顶人员必须站在有支护的安全的地方，认真使用好单体柱配大板组成的临时支护护顶，打锚杆、刷帮或清砟工作过程中，始终设专人观山。
6.2加强现场管理， 施工锚杆、锚索时应自中間向两边依次施工，要求支一次钻、打一个孔、安装一根锚杆、锚索，确保施工安全及内在质量达标。
6.3加强工程质量管理，要求锚杆必须紧贴岩面，与巷道轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不小于75°，预紧力≥200N·m，锚杆外露10-50mm；达不到要求的重新补打锚杆，确保支护有效。
附：设备道托煤段支护断面图
6.4锚索不得滞后工作面，锚索与设计角度误差小于2°，锚索外露150-250mm，锚固力≥300KN，锚索盘必须紧贴岩面。
（5）要缩小炮眼间距，周边眼间距控制在300mm，周边眼、辅助眼、掏槽眼、底眼排距控制在400mm，允许误差±50mm，减少每眼装药量，采用“多打眼，少装药”的方式，减少对巷道围岩稳定性的破坏，确保巷道成型。
参考文献
[1]薛顺勋，宋广太，库明欣，《煤巷锚杆支护施工指南》。煤炭工业出版社。1999.11：1-36.
[2]袁和生《煤矿巷道锚杆支护技术》1997