煤礦井下巷道掘進頂板支護技術應用實踐

張亞軍

（晉能控股煤業公司挖金灣虎龍溝煤業有限公司，山西 朔州 038000）

引言

煤礦井下頂板事故是煤礦安全生產中七大主要災害之一，其一旦發生安全事故，輕則制約著煤礦開采效率，重則會造成重大的人員傷亡和財產損失。有效的頂板支護是煤礦頂板管理的重要手段，因此如何通過優化頂板支護加強掘進工作面頂板管理，預防頂板事故的發生具有重要實踐意義。

1 81505 工作面工程概況

山西某煤礦位于山西省朔州市懷仁縣云中鎮，兼并重組后設計生產能力為120 萬t/年，主要開采5 號煤層，開采水平為+1 062 m。81505 工作面運輸巷設計長度1 488 m，煤層厚度為11.99～14.36 m，平均煤層厚度12.73 m，煤層傾角3°～5°，平均傾角4°。煤層直接頂為粉砂巖，平均厚度2.71 m，3.6≥硬度，f≥3；煤層老頂為中粗砂巖，平均厚度9.61 m，3.0≥硬度，f≥1.3。礦井正常涌水量為4.9 m3/h，最大涌水量為19.5 m3/h。巷道斷面設計為矩形斷面，斷面規格為寬×高=4 500 mm×3 500 mm，掘進斷面積15.75 m2[1-2]。

2 巷道支護技術方案分析

該煤礦以往同類型的綜采工作面采用傳統的錨網+錨索補強支護，頂板出現大面積失穩現象，必須進行二次維護，巷道維護成本非常高。

2.1 支護方式的優化

對于81505 工作面運輸巷道支護技術進行優化，采用錨噴+鋼帶+錨索聯合支護，噴厚T=70 mm。頂部采用Φ20 mm×2 500 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm、1 000 mm。每根錨桿充填1 節MSCK2335 型樹脂藥卷和1 節MSZ2360 型樹脂藥卷，錨固長度為950 mm，錨固力不應小于50 kN，擰緊扭矩不小于200 N·m。托盤為蝶形托盤，規格為長×寬×厚=150 mm×150 mm×12 mm；鋼帶采用Φ16 mm 圓鋼焊制，與頂部錨桿同排布置，鋼帶長度為6 300 mm。頂部鋪設一層鋼筋網，采用Φ6.5 mm 鋼筋焊接，網目規格為100 mm×100 mm，網片規格1 000 mm×5 700 mm。錨索規格為Φ17.8 mm×8 000 mm，每根錨索充填1 節MSK2360 型樹脂藥卷和1 節MSZ2360 型樹脂藥卷，錨固長度為1 550 mm，錨索間排距均為2 000 mm、2 000 mm，錨索托盤采用300 mm×300 mm×16 mm 錳鋼托板，錨固力不小于100 kN。噴混凝土及鋪底混凝土強度等級為C25，噴漿厚度T1=70 mm，地坪厚度T2=200 mm。

2.2 支護參數計算、校核

根據81505 工作面運輸順槽頂板巖層特征：直接頂為2.71 m 厚粉砂巖，老頂為9.61 m 厚中粗粒砂巖。按照懸吊理論計算校驗錨桿支護參數。

2.2.1 頂錨桿長度驗算

頂桿通過懸吊作用達到支護效果的條件，應滿足如下公式：

式中：L 為錨桿長度，m；H 為軟弱巖層厚度或冒落拱高度，m；k 為錨桿安全系數，取2；L1為錨桿錨入穩定巖層的深度，取0.5 m；L2為錨桿在巷道中的外露長度，取0.081 m。

軟弱巖層厚度是根據地質資料、實測或經驗估計；冒落拱高度是按下式估算：

式中：B 為巷道開挖寬度，取5.14 m；f 為巖石堅固性系數，本規程取3。

計算可得：H=5.14/6=0.86m；L=2×0.86+0.5+0.081=2.29 m。

通過以上計算及設計要求，使用2 500 mm 長左旋螺紋鋼錨桿可以滿足頂部錨桿懸吊要求。

2.2.2 頂錨桿間、排距驗算

每根錨桿懸吊巖石重量G=γHa2，錨桿錨固力Q應能承擔G 的質量，為安全起見，再考慮安全系數k，取k=2。錨桿間距為：

式中：a 為錨桿的間、排距，m；Q 為錨桿的設計錨固力，本規程中取50 kN；γ 為被懸吊巖石的重力密度，本工作面取20 kN/m3；H 為軟弱巖層厚度或冒落拱高度，取0.86 m；k 為安全系數，取2。

根據式（3）計算得：a＜[50/（2×20×0.86112]1/2=1.21 m。

因此，a＜1.21 m，因此錨桿間、排距800 mm、1 000 m 能滿足要求。

通過以上計算得出，錨桿永久支護設計參數均能夠滿足安全要求。

2.2.3 錨索長度計算錨索直徑按17.8 mm 計算：式中：L 為錨索長度，m；La為錨索錨入較穩定巖層的錨固長度，取2.1 m；Lb為需要懸掛的不穩定巖層厚度，取2.71 m；Lc為上托盤及錨具的厚度，取0.1 m；Ld為錨索外露長度，取0.2 m。

將數值代入式（4）得L=5.11 m。

根據GBJ 213—1990 要求，錨索錨固長度La按式（5）確定：

式中：K 為錨索安全系數，取2；d1為錨索鋼絞線直徑，取17.8 mm；fa為鋼絞線抗拉強度，取1 770 N/mm2；fc為錨索與錨固劑的黏合強度，取10 N/mm2。

通過計算可知長度La≥1 575 mm，所以施工時選取Φ 17.8 mm×8 000 mm 的錨索可以滿足支護要求。

3 巷道支護施工過程存在的問題及優化

3.1 巷道支護施工過程存在的問題

81505 工作面運輸巷1 700～2 200 m 范圍內由于頂板淋水較大，直接頂平均厚度為2.71 m 粉砂巖，一旦遇水就非常容易膨脹松軟，從2020 年7—12 月，在該巷道松軟段480 m 的范圍內發生了多處頂網掉包撕裂現象，（頂網掉包最大位置處的長×深=1 200 mm×220 mm），頂錨桿累計被拔斷達115 根之多[3]。根據對施工現場被拔斷的錨桿可以發現，被拔斷的錨桿斷裂面都在螺母與托盤交接處，但是錨索基本無變化。

3.2 原因分析

井下工作人員對施工現場掉包撕裂和頂錨桿被拔斷現象分析可知，其發生原因主要有以下幾點：

1）現場作業人員頂板未嚴格執行使用力矩板手二次緊固錨桿作業流程。當鉆孔中樹脂錨固劑凝固后，利用MYT-150 液壓錨桿鉆機進行初次預緊，二次人工預緊時存在怕麻煩心理，導致部分錨桿預緊力達不到設計要求，頂部支護存在等壓現象。

2）錨桿孔施工角度、錨桿安裝角度不合適，錨桿施工中三徑（鉆孔直徑、錨桿直徑、樹脂藥卷直徑）不匹配，錨固效果不佳，增加了當圍巖發生變化時，桿體徑向應力增大發生斷裂的風險。

3）錨桿支護構件未按標準使用?，F場只使用了蝶形托盤+螺母，未配套使用球形墊圈等，由于托盤與螺母接觸面受力不均，桿體無法克服彈性變形，導致桿體徑向受力，不能保證螺母與托盤緊密接觸，由于桿體的抗剪切強度較小，桿體最終在螺母與托盤的結合面處發生斷裂。

4）巷道噴漿封閉不及時，造成錨桿、鋼筋網及鋼帶等金屬材料受淋水腐蝕、氧化嚴重，支護材料性能降低。

3.3 優化方案

1）加強錨桿預緊力管理。提高員工安全責任意識，每班安排專人對錨桿逐根進行二次預緊，并嚴格按照標準對錨桿預緊力進行檢測，充分發揮錯網噴支護的主動作用。為降低人工勞動強度，可以使用大扭矩風動扳手和扭矩倍增器（扭矩放大器）對錨桿進行預緊。

2）嚴格把控錨桿孔與錨桿施工質量。錨桿孔方向與井巷輪廓線的角度或與層理面、節理面、裂隙面夾角盡量成90°夾角。錨桿安裝應牢固，托板緊貼壁面、不松動。為保證鉆孔直徑、錨桿直徑、樹脂藥卷直徑匹配，頂錨桿鉆孔采用直徑為30 mm 鉆頭，充填2370 樹脂藥卷。

3）必須配套使用蝶形托盤+球形墊圈+減摩墊圈的組合。單純的蝶形托盤在受力情況下，不能有效調節受力面位置，尤其當頂板條件差、圍巖破碎時，更容易使桿體發生剪切斷裂現象。而托盤+球形墊圈+減摩墊圈的組合則可以靈活調節托盤受力面位置，避免桿體徑向應力過大。同時要求所用托盤中孔直徑不大于26 mm[4-5]。

4）巷道永久支護完成后，及時噴漿成巷，防止支護材料發生腐蝕、氧化現象。尤其對頂板淋水、破碎部位，必須進行噴漿處理，要求混凝土覆蓋永久支護，強度等級為C20。

4 優化后現場應用效果分析

選取該煤礦81505 運輸巷和該煤礦81501 運輸巷兩條相鄰與地質條件相同巷道，采用頂板離層儀觀測儀對二條巷道的頂板離層量情況進行監測，分析采用以往原支護形式（81501 運輸巷）和支護設計優化后（81505 運輸巷）的支護技術的支護效果。二條巷道頂板離層量變化曲線如圖1 所示。

圖1 巷道頂板離層曲線示意圖

從圖1 數據可知，81501 運輸巷道在原支護形式下，頂板最大離層量可達135 mm；而81505 運輸巷采用優化后的支護形式，頂板最大離層量僅為50 mm。由此可見，對于巷道頂板支護形式進行優化后，可以有效控制巷道頂板離層量，保障巷道圍巖的穩定性。

5 結語

對山西某煤礦81505 工作面運輸巷巷道頂板支護方式進行了優化設計，經現場實際監測分析，通過加強錨桿預緊力管理、嚴把錨桿施工質量關和及時噴漿封閉等措施管理巷道頂板，可以有效降低頂板離層量，預防煤礦頂板事故的發生。