能源技术与管理 ｄｏｉ：１０ ３９６９￣．ｉｓｓｎ．１６７２—９９４３ ２０１ １．０６．０１９ ２０１１年第６期 迎采巷 锚杆支 擅术在 ，｜）爆石夕的应用 李普红，刘干光 （江苏省矿业工程集团有限公司第四工程处，江苏徐州Ｉ ２２１ｌＯ０） ［摘要］ 以西川煤矿１１０７工作面回风顺槽围岩控制为研究对象，确定了合理的区段煤柱尺 寸和锚杆支护参数，取得了良好的支护效果，提高了巷道安全可靠性，取得了较好 的经济效益和社会效益。 ［关键词］ 迎采巷道；支护技术；支护参数；应用 ［中图分类号］ＴＤ３５３￣．６［文献标识码］Ｂ［文章编号］ 中线两侧各布置一排直径１５．２４ ｍｍ、长８ ０００ ｍｍ １ 工作面概况及迎采巷道位置 西川煤矿１ １０７综放工作面位于一采区西翼， 南部为正在回采的１１０５综放工作面，北部为未施 工的１１０９综放面，西部为一采区的采区边界，东 小孔径预应力锚索，问排距１ ５００ ｍｍ ｘ ２ ４００ｍｍ。 ②巷帮。两帮均采用玻璃钢锚杆配合塑料网支护。 两帮布置４根锚杆，间排距８００ ｍｍ Ｘ ８００ ｍｍ，帮 顶角向上倾斜３０。，帮底角锚杆向下倾斜３０。。通 过井下观察，原支护玻璃钢锚杆的托盘损毁较多， 部分玻璃钢锚杆被拉断；巷道片帮严重，网兜较 多，大部分巷道都存在超宽，有的巷道宽度达到５ Ｉｉ１ 以上，少部分存在超高；锚索有拉断现象，顶板下 沉量大，部分锚索存在“穿糖球”现象，起不到悬吊 作用。 掘进巷道围岩的变形破坏规律：巷道掘进时， 破坏了原岩应力场的平衡状态，引起围岩应力的 部是一采区的三条集中下山，位置如图１所示。 １１０９综放面 Ｙ １１０７运输顺槽 迎采后 迎米前 ｌ 婆々 ＾ ＼ ＼Ｉ ／ １１０７回风顺槽 线Ｉ １１０５ｊ＿￣输顺槽 Ｉ ｌ ◆１１０５￣＂ 图１ １１Ｏ７工作面的平面位置 Ｔ ３ Ｉ重新分布，由于两帮支护强度低，两帮向巷内发生 显著的位移，煤壁破碎，使顶板跨度加大，顶板下 沉量增大，又由于顶板支护强度低，进一步造成两 帮向巷道中心移近，特别是煤柱帮，并且两帮移近 过程中，又发生强烈的底鼓，以此循环，使得围岩 加速失稳，极易发生冒顶事故。 该工作面设计采走向长度１ ３３５ Ｉｌｌ，倾斜长度 １５０ ｍ，地面对应位置山峦起伏，沟谷发育，无村 庄，海拔高度＋１ ２７０．５～＋１ ３１６．３ ｉｎ，相对高差 ４５．８ ＩＴＩ，４ 煤层底板标高为＋９６０～＋９９５ Ｉｎ，埋藏 深度为２８０～４３０１ＴＩ。 通过以上分析，１ １０７工作面回风顺槽破坏的 主要原因为以下几点：①顶板锚杆长度短，支护强 度不够。由于巷道上方是顶煤，强度较低，没受到 上工作面采动支承压力影响时，就造成了顶板离 层、下沉比较严重。②锚索直径偏小，锚具与钢绞 １ １０７工作面回风顺槽为矩形断面，掘进机沿 底掘进施工，由于是单翼采区，工作面接替紧张， 在１ １０５工作面回采期间就开始掘进ｌ １０７工作面 回风顺槽。 线的配合不好。钻头直径为２８ ｍｍ，使得锚索直 径、钻孑Ｌ直径及树脂药卷三径匹配不合理，影响锚 索作用的充分发挥。③两帮支护强度不足。两帮采 用玻璃钢锚杆支护，塑料网护帮，能提供的径向支 护阻力低，玻璃钢锚杆出现拉断现象，片帮严重。 ２原巷道支护参数及破坏原因分析 ｌ １０７回风顺槽原支护具体参数如下：①顶 板。采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆、锚索、金属 网和梯子梁支护。锚杆直径１８ ｍｍ、长度２ ２５０ ｍｍ， ３迎采巷道支护改革及技术保障 ３．１ 锚杆支护参数设计 间排距８００ ｍｍ ｘ ８００ ｍｍ，每排５根；锚索沿巷道 ２０１ １年第６期 李普红，等迎采巷道锚杆支护技术在西川煤矿的应用 ４７ １１０５工作面回采稳定后掘进１１０７回风顺 槽，巷道围岩变形小，支护容易。通常情况下上工 作面回采稳定的时间需要６个月以上，由于西川 煤矿单翼采区布置及采掘关系紧张，不得不进行 迎上工作面回采掘巷。由数值模拟可看出，煤柱帮 位移和顶板下沉量较大。根据该矿的具体条件，按 迎采前、迎采后分别进行设计，加强顶板和煤柱帮 支护强度，确定了１ １０７回风顺槽合理的锚杆、锚 索支护参数。 ３．１．１顶板支护 顶板锚杆间排距８５０ ｍｍ×９００ ｍｍ，每排５ 根锚杆，锚杆均为直径２０ ｍｍ、长度２ ４００ ｍｍ的 左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，采用２支ＣＫ２３５０ 树脂药卷锚固，顶板铺金属网，梯子梁采用直径 １４ ｍｍ的圆钢焊接，使用厚度至少为１０ ｍｍ钢托 盘。 ３．１．２两帮支护 迎采前巷道煤柱帮采用间排距６５０ ｍｍ× ９００ ｍｍ、直径２０ ｍｍ、长度２ ２００ ｍｍ的左旋无纵 筋等强螺纹钢锚杆，并采用菱形金属网、梯子梁护 帮，每排５根；实体煤帮采用间排距８５０ ｍｍ× ９００ ｍｍ、直径２０ ｍｍ、长度２ ２００ ｍｍ的等强螺纹 钢锚杆，塑料网护帮，每排４根锚杆；采用２支 ＣＫ２３５０树脂药卷加长锚固。 迎采后巷道两帮均采用间排距８５０ ｍｍ Ｘ ９００ ｍｍ、直径２０ ｍｍ、长度２ ０００ ｍｍ的左旋无纵 筋等强螺纹钢锚杆，２支ＣＫ２３５０树脂药卷加长锚 固，每排每帮４根锚杆。煤柱帮采用菱形金属网、 梯子梁护帮；实体煤帮采用塑料网护帮。 ３．１．３锚索布置 迎采后锚索布置参数为：间排距１ ７００ ｍｍ× １ ８００ ｍｍ，每２排锚杆加打２根锚索；迎采前锚索 布置参数在迎采后的基础上，在巷道中央再补打 １根锚索。锚索规格为１７．８ ｍｍ×８ ０００ ｍｍ，锚索 孔深度７．８ ｍ，每根锚索使用ＣＫ２３５０、Ｚ２３５０树脂 药卷各２支锚固，锚固长度２ ０００ ｍｍ，每根锚索 采用一块３００ ｍｍ×１５０ ｍｍ×１６ ｍｍ的托盘，一套 锁具。 ３．２锚杆施工工艺与要求 （１）锚杆施工工艺流程。钻巷道顶板中部锚 杆孔 装树脂药卷一装组合好的锚杆一搅拌药 卷一上紧锚杆螺母＿＋依次完成其它的顶板锚杆。 准备安装帮锚杆一钻帮锚杆孔一装树脂药卷 装 组合好的锚杆一搅拌药卷一上紧锚杆螺母一依次 完成其它的两帮锚杆一用风动扳手上紧所有螺 母一用连网丝将金属网连好。 （２）锚杆施工顺序。巷道顶板锚杆由巷道中 部向两侧施工。巷道两帮锚杆先煤柱帮后实体煤 帮，每帮从上向下底角施工。 （３）锚杆孔的施工。顶板采用风动锚杆钻机 施工，用Ｂ１９的六方钻杆与 ２７ ｍｍ的钻头配合 施工顶板锚杆孔，打孔过程中，必须是短、长钎杆 相结合使用，避免长钎杆施工时断钎伤人事故。巷 道两帮为煤体，可用帮锚杆钻机施工，用小麻花钻 杆配合 ２７ ｍｍ的钻头施工帮锚杆孔。 （４）锚杆钻孔的要求。严格控制锚杆钻孔深 度，误差控制在一２Ｏ～＋２０ ｍｍ范围内；②要求 在打孔过程中不准移动钻机，保证钻孔平、直，不 出现台阶；③钻孔要用水清洗干净，确保树脂药 卷充分发挥作用，使锚杆具有足够的锚固力；④锚 杆钻孔应严格按设计施工，不允许出现钻孔向巷 道轴向或侧向较大程度的倾斜，钻孔倾斜度控制 在一５。～＋５。范围内；⑤当出现因爆破或打孔造 成的锚杆孔附近岩面不平整的现象时，必须刷平 岩面，且保证锚杆孔足够的深度，不准出现因巷道 壁片落造成的孔深不够的现象。 、 （５）出现以下情况之一时必须补打单体锚 杆：①巷道超高或超宽３００ ｍｍ以上，补打一根帮 锚杆；②当巷道顶部出现局部冒落或帮部出现片 帮时，必须补打锚杆，数量根据现场情况确定，补 打锚杆的间排距不能超过８００ ｍｍ；③当巷道顶部 因围岩性质差而出现较大范围的围岩冒落时，锚 杆应按冒落线轮廓施工。 ３．３锚索施工工艺与要求 （１）锚索安装工艺流程。施工巷道上部锚索 孑Ｌ一装树脂药卷一装锚索一搅拌药卷一装上锚索 托板、锁具一张拉锚索 截去多余的外露锚索一 完成安装。 （２）锚索孔的施工。必须采用专用的锚索接 长钻杆进行施工，采用 ２７ ｍｍ钻头，保证钻孔 设计深度。 （３）锚索钻孑Ｌ的要求。在打孔过程中，保证钻 孔平、直，不出现台阶；钻孔施工中必须采用Ｂ１９ 接长钻杆、 ２７旋转式钻头湿式打眼；钻孔要用 水清洗干净，确保树脂药卷充分发挥作用，保证锚 索具有足够的锚固力；锚索钻孔应垂直于巷道岩 面，钻孔倾斜度控制在一５。 ＋５。范围内；锚索钻 孔深度误差控制在±３０ ｍｍ。 （下转第５１页） ２０１ １年第６期 李登屹４０．３２。。经计算， ｍ＝１．４１ ｍ。 柱式采空区煤柱稳定性分析与蹬空开采可行性研究 一５ １ 定程度的增加；由于两层煤层间距平均为８．２５ ｍ， 定影响，故在８ 煤开采过程中需采取必要的安 可见，在７ 煤层开采引起的支承压力作用 ７ 煤层底板的破坏会对８ 煤层蹬空开采会产生 一下，煤层底板岩体最大破坏深度为１．４１ ｍ，这是基 于长壁式开采条件下底板破坏深度的理论计算 值，由前文分析可知，７ 煤层刀柱式开采对底板的 破坏程度要小于长壁式开采，故可以认为７ 煤层 底板的破坏深度小于１．４１ １１１，对８ 煤开采的影响 不大。 全措施。 ［参考文献］ ｆ１］孔令海．近距离煤层条带上行开采煤岩层变形破坏机 理及数值模拟研究『Ｄ］．青岛：山东科技大学，２００４ ［２］冯国瑞，张绪言，李建军，等．刀柱采空区上方遗弃煤 ５结论 层上行开采可行性判定［Ｊ］．煤炭学报，２００９（６） ［３］马立强，汪理全，张东升，等．近距离煤层群上行开采 可行性研究与工程应用［Ｊ］．湖南科技大学学报（自然 通过对甘庄煤矿现场地质条件进行调研，利 用理论分析、力学计算、数值模拟等研究手段，对 ８ 煤层蹬空开采的可行性进行深入研究，主要得 出以下结论：①首先对影响蹬空开采的各种因素 和传统理论判定方法进行分析，初步判断认为８ 煤层进行蹬空开采在理论上是可行的。②对１ １ 煤层采空区刀柱和护巷煤柱的稳定性进行理论计 科学版），２００７（１２） ［４］冯国瑞，闫永敢，杨双锁，等．长壁开采上覆岩层损伤 范围及上行开采的层间距分析［．１］．煤炭学报，２００９（８） ［５］于斌．大同矿区综采工作面上行开采技术实践［Ｊ］．煤 炭科学技术，２００４（４１ ［作者简介］ 算和数值模拟研究，结果表明下伏煤层煤柱对８ 煤层实施综合机械化蹬空开采的影响不大。③８ 煤回采后，７ 煤底板、煤柱的应力与塑性破坏都有 李登屹（１９６９一），男，山西大同人，工程师，１９９２年毕 业于山西矿业学院，现在中国煤炭进出口公司山西中新甘 庄煤业有限责任公司从事安全生产管理工作。 『收稿日期：２０１１—０３—２８］ （上接第４７页） 此，采用新支护方案的经济效益是显著的。 （４）其它要点。对围岩条件差的锚索应尽量 靠近迎头安装；锚索外露长度控制在３００ ｍｍ左 右；锚索的张紧力控制在１００～１２０ ｋＮ；锚索安装 ４８ ｈ后，如发现锚索预紧力下降，应及时补拉；张 拉时发现锚固力不合格的应在其附近补打合格锚 索。 ５结论 （１）原支护巷道围岩变形严重，顶煤下沉量 大，部分锚索被拉断；两帮顶角锚杆托盘破损严 重，失去护帮支护能力，加之煤柱帮竖向节理发 育，片帮严重，并且底鼓量大，进一步造成两帮移 近和顶板下沉，受两次采动影响，使巷道围岩破碎 区和塑性区增大，巷道维护困难。因此，该技术的 ４经济效益分析 从西川矿的生产实践可知，采用新支护方案 关键是有效控制顶板，提高两帮支护阻力，减少两 后，１ １０７回风顺槽迎采前巷道支护材料消耗费用 为１ １７３．９６元／ｍ，两帮迎采后比迎采前每排减少１ 根锚杆，巷道支护材料消耗费用为１ ０９４．１ １元／ｍ， 而采用原支护方案巷道材料费用８４０．５５元／ｍ，按 可采走向长度１ ３３５ ｍ计算，迎采前巷道长度为 ６００ ｍ，迎采后巷道长度为７３５ ｍ，则支护材料成 本增加３８．６４万元。１ １０７回风顺槽在采用新的锚 帮的收敛变形，依靠对两帮、底角支护的加强，控 制底板的变形，实现对迎采动压巷道的稳定性控 制。 （２）锚杆支护的关键是确定合理的锚杆预紧 力和支护强度，通过研究认为，锚杆的预紧力在 ２０ ３０ ｋＮ，支护强度在０．２～０．３ ＭＰａ是比较合理 的；并强调了锚杆支护的动态设计方法和锚杆支 护技术路线，为西川煤矿以后的锚杆支护提供新 的设计方法和途径。 ［作者简介］ 杆支护方案后，在１１０５工作面和１１０７工作面回 采期间，基本不需要翻修。而采用原支护方案约 ６０％的巷道需要翻修，翻修费用按１ ５００元／ｍ，原 支护方案成本增加１２０多万元。 李普红（１９６６一），男，工程师，现任江苏矿业工程集团 有限公司第四工程处副处长。 ［收稿日期：２ｏｌ１—０４—０１］ 采用新支护方案可节省费用８１．５１万元，因
