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煤矿掘进巷道支护技术优化研究顾军（普安县能源局，贵州黔西南56 150 0）摘要：针对2 19 0 1回风巷巷道，通过对巷道参数的计算及验证，采用打眼、爆破的施工方法进行爆破掘进施工，一次支护采用锚杆、锚网、锚索、W钢带U型棚（工字钢)的支护形式。在确保施工安全的前提下，提高了施工质量和效率，满足了巷道支护需求。关键词：回风巷；支护设计；参数计算中图分类号：F406.3;TD263.31工程概况1.1巷道基本情况21901回风巷工作面对应的地面位置位于白龙会西南约3 0 0 m（平距），工作面对应的地面无建筑物，多为荒山、林地。巷道位于回风下山上段西侧,东起区段材料巷，西至采区保护煤柱线，巷道四周未采动，无老空区，上部为C17-2煤，下部为C20煤，煤层均未采动。巷道埋深2 8 6 4 0 1.2 m，掘进对地面无影响。巷道的设计长度为4 2 3 m（平距）。本区煤层大部可采，煤层较稳定，产状稳定，岩层厚度的变化不大。C19煤层上距C17-2煤层3 1.3 m，顶板岩组为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质灰岩、泥岩，原煤灰分2 3.7 5%，原煤硫分2.56%8.53%，一般4.8 3%。煤层结构较简单，赋存较稳定，一般厚度0.3 3 3.2 4 m，平均厚度1.9 m。1.2地质构造断层情况及其对回采的影响，贵州某矿二采区的褶曲情况及其对回采的影响，2 19 0 1回风巷沿着C19煤层顶板掘进，根据该矿已揭露C19煤的地质情况来看,该区地层较为稳定,无大的断层等地质构造，小型断层和皱褶较为发育；对生产无大的影响。1.3水文地质根据资料分析可知，该区域的水文地质为矿床直接充水，水源为含煤地层的裂隙水，主要煤层与上、下含水层的距离很大，本井田的水文地质类型为中等的裂隙充水矿床。根据本矿井的钻孔资料以及相邻工作面揭露情况分析，C19煤顶板为裂隙水。工作面掘进不受底板承压水的影响，本工作面的掘进范围内无老空水。21901回风巷掘进工作面的直接充水水源为含煤地层的裂隙水,在掘进过程中,施工队要按设计挖好水沟，设好临时水仓，污水通过水沟自流到临时水仓，通文献标识码：B过潜水泵抽到区段材料巷水沟,经水沟自流到二采区主、副水仓经机械排至松林放水巷自流到污水处理站。本工作面的水文地质条件简单。根据比拟法计算公式：Q=KLL,取0.5计算得到矿坑涌水量Q=0.50.95423-24=8.4m/h。求得2 19 0 1回风巷掘进工作面的正常涌水量约8.4 m/h。最大涌水量为16.8 m/h。1.4巷道布置根据2 19 0 1回风巷施工设计要求，2 19 0 1回风巷开口位置位于区段材料巷7 7 m处左帮，开口方位2 51开口坐标X=2809561.94,Y=335491279.58,Z=1282.48,前段按方位2 51坡度-8 掘进3 2 m，该段设计断面为半圆拱断面，如图1所示，掘进断面11.9 6 m（荒高为3.3 m，荒宽为4.2 m），净断面设计11.0 8 m（净高为3.2 m，净宽为4 m）。预计掘进至3 2 m时将揭开C19煤层,揭开C19煤层后沿C19煤层顶板掘进3 9 1m形成2 19 0 1回风巷，该段巷道设计断面为梯形断面，如图2 所示，掘进断面11.58m（荒高为2.9 m，荒宽为上宽3.4 8 m、下宽4.5m），净断面设计10.6 6 m（净高为2.8 m，净宽为上宽3.3 13 m、下宽4.3 m）。2 19 0 1回风巷总长为4 2 3 m。54188060040004200图1前段巷道断面图文章编号：10 0 8-0 155(2 0 2 3)10-0 0 6 1-0 30800瓦斯管照明风简停景电缆通信电费动力电缆1200压风管供水管6135003300瓦斯管风简0062532一2支护设计2.1断面规格及支护形式21901回风巷的前段断面为半圆拱断面,采用锚杆、锚网、锚索、W钢带和U型棚进行联合支护,净规格为：宽4 0 0 0 mm高3 2 0 0 mm。后段为梯形断面，采用锚杆、锚网、锚索、W钢带和工字钢进行联合支护，净规格为：宽4 3 0 0 mm高2 8 0 0 mm。断面规格如表1所示。表1断面参数表S掘S净B掘规格(m)(m)(mm)前段11.9611.08上宽：3 4 8 0上宽：3 3 13后段11.5810.66水沟布置在巷道右帮（掘进方向)为永久水沟，水沟的净规格为3 0 0 3 0 0 mm，滞后迎头的最远距离不大于3 0 m。2.2支护参数设计2.2.1设计方法根据目前已施工的C19煤层巷道的施工经验，采用悬吊理论方法进行2 19 0 1回风巷的支护设计2 。2.2.2支护参数设计2 19 0 1回风巷锚杆及锚索”悬吊理论参数计算锚杆长度计算:L=KH+L1+L2(1)式中,L一锚杆长度,m;H一冒落拱高度,m;K一安全系数,取K=2;L1一锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.5m;L2一锚杆在巷道中的外露长度，取0.0 5m。前段:H=B/2f=4.2/(24)=0.525m后段:H=B/2f=4.5/(2x4)=0.56m式中,B一巷道掘进宽度取4.2 m、4.5m;f 一岩石坚固性系数,取4。则前段：L=2x0.525+0.5+0.05=1.6m，施工时取L=2.5m,满足要求。62后段：L=20.56+0.5+0.05=1.67m，施工时取L=2.5m，满足要求。照明锚杆杆体直径：信量电缆通信电缆12008800043004500图2 后段巷道断面图B净H掘H净(mm)(mm)(mm)42004000下宽：4 50 0下宽：4 3 0 0根据杆体承载力与锚固剂等强度原则确定，则：Q=35.52,80d=35.52=17.4mm3100V335800式中,d一锚杆杆体直径,mm;Q一锚固力,由拉拔压风管试验确定，取8 0 kN；,一杆体材料抗拉强度，取供水管=35.5280335MPa;则d=35.52=17.4mm,施V335工时锚杆杆体直径取2 0 mm，可以满足要求。锚杆间排距计算：设计时间排距均为，则：=(Q/KH)1/2式中，一锚杆间排距，m;Q一锚杆设计锚固力，80kN/根;H一冒落拱高度，综合前后段冒落高度，故取0.56m;K一安全系数,取K=2;一被悬吊泥质粉砂岩的重力密度,取2 7.6 t/m。则=(Q/KH)1/2=80/(20.5627.6)1/2=1.61m，施工时间距取8 0 0 mm，排距取8 0 0 mm，可以满足要求。锚杆托盘面积计算：金属托盘承压面积,面积可按下式计算,即：3300320029002800(2)(3)(4)PA.式中,P一锚杆的设计工作阻力,其值为：P=Txd?4Rc一煤体的单向抗压强度，其值为Rc=15106N/m;K2一托盘与围岩接触面积的不均匀系数,取0.4。则托盘面积为：A.h.R.P90.102678 100.41510设计托盘为方形碟状，厚度为8 mm，内孔为20mm,则托盘长及宽a为：a2-20*171134a132mm现场使用托盘为150 mm150mm方形金属托盘，满足设计要求。按悬吊理论计算锚索参数按GBJ-1985要求,锚索锚固长度La按下式确定：dy.L.Kx-4f。式中,K一安全系数,取K=2;d1一锚索钢绞线直(5)T0.02024=0.10267810N=0.017113m=17113mm(6)(7)(8)径,取15.2 4 mm;fa一钢绞线抗拉强度,N/mm（19 2 0 MPa合18 8 3.52 N/mm）；f c 一锚索与锚固剂的黏合强度，取10N/mm。则：L,=2 15.24183 52取L,=1.44m,则L=1.44+5+0.2+0.25=6.89m,设计锚索长度为7 m（符合要求），锚索倾角：锚索垂直巷道顶板布置。锚索数目的确定：N=KX式中,N一锚索数目;K一安全系数，一般取2；P断一锚索的最低破断率,取2 6 8.5kN；W一被悬吊岩石的自重,kN。W=BxZhxZxD式中，B一巷道掘进宽度，取最大宽度4.5m进行计算；h一被悬吊岩石厚度，取2 m；Z一悬吊岩石平均容重,取2 7.6 kN/m;D一锚索间排距,取不大于锚索长度的1/2,取1.6 m。通过以上计算可知,在巷道安注锚索时,考虑在锚网支护的基础上加强支护，每3 排锚杆打三根7 m的锚索。通过以上计算可知3 每排施工3 根锚索符合安全要求。锚索间距取13 0 0 mm，排距取2 4 0 0 mm可满足安全要求，煤巷为了加大顶板的支护强度，锚索增加锚索托梁使用,托梁采用14#槽钢加工，长0.5m左右，中间加工1个直径2 0 mm的锚索孔。托梁垫板的规格为100mm（长)10 0 mm（宽）8 mm(厚）。3支护工艺3.1 临时支护梯形巷道的临时支护采用3 根金属前探梁，半圆拱形巷道采用2 根金属前探梁，每根前探梁使用3 个吊环固定，前探梁采用型钢梁加工，长度4 m，前探梁的变形拱度不大于10 0 mm。吊环采用10 mm厚的钢板加工成闭合的形状，吊环与锚杆连锁牢固，且确保无滑丝迹象。在使用前探梁做临时支护时，为防止前探梁下滑伤人，用14#铁丝将前探梁下端固定在顶板网片上。无法使用前探梁时，采用木点柱进行临时支护，可根据巷道现场的高度截取木点柱,如果木点柱的长度不够，可以穿木柱鞋，使用木点柱时必须用木楔楔紧、楔牢,确保临时支护的安全可靠。临时支护完毕后，必须经跟班队长验收合格后方可进行下一工序的施工操作。巷道倾斜时，木点柱支设的迎山角度取巷道倾角的1/6 1/8。最大控顶距离为19 0 0 mm，最小控顶距离为3 0 0 mm。3.2永久支护21901回风巷沿C19煤层掘进前段采用锚杆、锚网、锚索、W钢带和U型棚进行永久支护，后段采用锚杆、锚网、锚索、W钢带和工字钢进行永久支护。锚杆=1435.24mm1.435m410W规格为20mmL2500mm，顶板锚间排距为8 0 0 mm800mm，帮部锚杆间排距为8 0 0 mm800mm，间排距的误差均为10 0 mm，顶锚每孔使用3 节树脂锚固剂，分别为1节MSK2335和2 节MSZ2335树脂锚固剂，锚杆的锚固力不得低于8 0 kN,预紧力不得低于150 Nm；帮锚每孔使用2 节树脂锚固剂，分别为1节MSK2335(9)和1节MSZ2335树脂锚固剂，锚杆锚固力不得低于60kN,预紧力不得低于10 0 Nm。安装锚固剂时，快速在前，慢速在后。安装锚杆时,托盘必须紧贴岩面，并保证锚杆的外露长度控制在10 50 mm；锚索规格(10)15.24mmL7000mm，间排距为16 0 0 mm2400mm,均匀布置于巷道的中心线两侧，间排距的误差为10 0 mm，每根锚索使用6 节树脂锚固剂，分别为2 节MSK2335和4 节MSZ2335树脂锚固剂,安装锚固剂时，快速在前,慢速在后,锚索锚固力不得低于12 0 kN,外露长度控制在150 2 50 mm。垂直巷道走向，采用锚索配合W钢带加强支护,索具型号为KM15，索具与托梁间必须使用规格为10 0 mm100mm10mm的钢垫板；工字钢、U型棚根据巷道规格采用U25型钢材进行加工，支护间距为8 0 0 mm。锚网规格为2 10 0 mm1000mm，网片搭接处采用12#铁丝拧紧。4结语贵州某矿2 19 0 1回风巷巷道，研究工程地质构造的特点及水文地质条件，设计布置。采用巷道参数计算的方式，验证支护方式的合理性，运用一次支护采用锚杆、锚网、锚索、W钢带U型棚（工字钢)的支护形式，打眼、爆破的施工方法，进行爆破掘进施工。保证了施工的质量和效率。参考文献：1张鹏珍.二采区回风巷过断层施工工艺及支护技术J.山东煤炭科技,2 0 2 3,4 1(0 1):17-19.2丁杰.程庄煤矿153 0 5回风巷掘进支护分析J.能源与节能,2 0 2 2(0 8):113-115.3黄召.对煤矿掘进巷道支护设计分析J.内蒙古煤炭经济,2 0 2 2(15):14-16.作者简介：顾军（19 8 9-），男，贵州普安县人，本科，助理工程师，研究方向：采矿工程。63