张俊卿，王成博，张海骄
（淮南矿业集团有限责任公司 张集煤矿，安徽 淮南 232171）
摘 要 本文根据 14136 工作面切眼实际情况，提出了工作面切眼无单体支护的可行性，必要性。并 通过平衡拱、组合梁悬吊理论计算等技术手段，经分析表明理论上该切眼可实现无单体支护。
关键词 煤矿；井下支护
1、工程概况
14136 工作面位于张集煤矿 -492m 水平西二采 区，工作面标高为 -524～-595m。该面东侧为西二采 区系统巷道，南部为 14216 工作面，西至西风井 6 煤 工广煤柱线,北部 14126 工作面已经回采完毕（距离 45m）。工作面上方的 14138 工作面已回采完毕（垂距 38m）。14136 工作面轨道顺槽设计工程量 1418.4m， 运输顺槽设计工程量 1534.1m，切眼设计工程量 240m。切眼首次掘进断面为 5m×3.4m，二次刷扩至 8.4m×3.4m。
煤层情况。块状为主，少量粉煤，性脆，玻璃光 泽，亮煤、暗煤组成，亮煤为主，属半亮型煤。煤层倾 角 5°～13°，平均 7°，煤层厚度 2.52～9.0m，平均 3.78m。通过切眼首次掘进揭露出的地质构造来看， 整个切眼构造相对简单，实际揭露的落差大于 2m 的 断层只有一个（2.7m），且通过切眼内的锚杆、锚索、 离层仪监测数据分析，巷顶、巷帮位移和应力水平 低，未出现数据变化异常情况。
6 煤层顶底板岩性情况：直接顶是砂质泥岩、泥 岩组成（0～12.4m），平均厚度 7.5m，老顶为中粒砂岩 （0～４ｍ），平均厚度 2m，坚硬，钙质胶结结构，锚索 大部分生根在砂岩和砂质泥岩中。直接底为泥岩 （０～1.2m），平均厚度 0.6m，泥质结构，强度较低，老 底是砂质泥岩，平均厚度 1.7m，较稳定。
根据西二 6 煤采区顶底板岩石单轴压缩实验报 告和三轴压缩实验报告的岩石物理力学性质，结合 地质勘探孔岩石物理力学性质数据库，总结西二六 煤岩石物理力学指标，如表 1 所示。
2 锚杆（索）支护参数理论推算
2.1 锚杆支护参数（由于此处锚杆只起固结作用，故 采用类比法设计）
顶板、两帮锚杆支护参数参照 14136 两巷及切
表 1 6 煤顶底板岩石物理力学指标
眼锚索网支护设计执行，巷道首次掘进时巷宽 5m， 顶板布置 6 根锚杆，间排距为 0.86m×0.8m。扩面宽 度 3.4m，顶板布置 4 根锚杆，间排距为 0.8m×0.8m。 扩面后总宽 8.4m，顶板共布置 10 根锚杆，规格为 Φ20mm×2500mm。
老塘侧帮部锚杆间排拒为 0.85m×0.8m，4 根 Φ20mm×2200mm 金属锚杆，刷扩侧锚杆间排拒为 0.9m×0.8m，4 根 Φ20mm×2000mm 玻璃钢锚杆。
2.2 锚索参数计算
（1）根据平衡拱理论结合悬吊理论，由普氏压拱 理论计算公式可以得出巷道的挤压破坏范围为：
式中：C 为煤帮松塌破坏深度 m；2.065m；K 为平衡自 然拱角应力集中系数，（巷道周边挤压应力集中系 数），巷道宽高比，一般取 3.0；γ 为顶板岩层平均容 重 25kN/m3 ；H 为巷道埋深，取 590m；B 为固定 （残 余）压力影响系数，一般取 1~1.2，也称采动影响系 数，取 1.2；F 为煤体单向抗压强度 14.3~41.6MPa，取 23MPa；KC 为煤体完整性系数 1.0；α 为 煤 层 倾 角 （°），根据支护设计取 7°；h 为巷道高度 3.4m；φ 为煤体内摩擦角 35°~50°，取 40°。
（2）顶板最大松动圈范围：
式中：lb 为顶板潜在的冒落拱高度 m；2.96m；c 为巷 道两帮松塌破坏深度，2.065m；a 为巷道顶板有效跨 度之半，4.2m；α 为煤层倾角（°），根据支护设计取 7°；Ky 为直接顶煤岩类型系数 0.6；Fz 为直接顶普 氏坚固性系数 3~4，取 3.5。
（3）锚索长度计算。按照 GBJ86-85 计算锚索锚 固长度：
式中：L 为锚索总长度，m；La 为锚索深入到较稳定岩 层的锚固长度，m；K 为安全系数，取 2；d 为锚索直 径，22mm；f s 为锚索抗拉强度，N/mm2 ，查表得 1770；f c 为锚索与锚固剂的粘合强度，N/mm2 ，取 10；Lb 为需 要悬吊的不稳定岩层厚度，2.964m；Lc 为锚索外露长 度，0.5m；
锚索长度为：L=La+Lb+Lc=5.36m，其中 Lc=0.5m， 锁具及外露长度。
长度加强系数 1.2，所以锚索长度为：L=5.1× 1.2=6.4m，取 6.3m。
（4）计算锚索根数。利用悬吊理论计算锚索间排 距公式为：
式中：S 为锚索排距 m；N 为锚索根数；F1 为锚索承载 能力，按锚固力 250kN 计算；l 1 为巷道总宽度，8.4m； b 为顶板潜在的冒落拱高度 2.96m；γ 为顶板岩层平 均容重 25kN/m3 ；F2 为锚杆承载力；θ 为锚杆角度；s1 为锚杆排距。
通过步骤（2）计算结果可知，顶板最大松动圈范 围为 2.96m，已经超过了锚杆锚固深度（锚固深度为 2.5m），故应改为：S≤NF1/l1bγ 考虑安全系数 k，即：
同时，锚索间排距 S 还应满足： S≤ l /2
l为锚索锚固深度，由步骤 3 计算，l取 1.9m，S≤ 0.95。K 取 1，计算得 3 根，K 取 2，计算得 5 根 。K 取 3，计算得 8 根锚索。
（4）锚索长度计算。
按照 GBJ86-85 计算锚索锚 固长度：
式中：L 为锚索总长度，m；5.364m；La 为锚索深入到 较稳定岩层的锚固长度，m；K 为安全系数，取 2；d 为 锚索直径，22mm；f s 为锚索抗拉强度，N/mm2 ，查表得 1770；f c 为锚索与锚固剂的粘合强度，N/mm2 ，取 10； Lb 为需要悬吊的不稳定岩层厚度，2.964m；Lc 为锚索 外露长度，0.5m； 锚索长度为：L=La+Lb+Lc=5.36m，其中 Lc=0.5m， 锁具及外露长度。 长度加强系数 1.2，所以锚索长度为：L=5.1× 1.2=6.4m，取 6.3m。
3 巷道跨中位移及老顶极限垮距演算
3.1 跨中最大挠度
整条巷道可以简化为一组简支梁结构，巷道顶 板最大挠度，即巷中顶板的最大下沉量 （顶板离层 量），简化力学模型如下图所示。
验证巷道顶板的最大挠度：y=y1+y2+y3+y4 其中：
式中：P 为 （P1，P2，P3 ） 锚索预紧安装预紧力，90kN；a 为左锚索距支座的距离，即左边锚索排拒，取 1.7m、 3.4m；q 为顶板松动圈对巷道施加的均布荷载， q=Lhγ=1.6×2.96×25=118.4kN； E 为弹性模量，5.3～13.1GPa；取 10 GPa；I 为惯性距， 由公式
B为排距， h 为松动圈高度。 将上述参数带入公式即可得到 y=-79mm。即跨 中最大挠度（顶板离层量）为 79mm。
3.2 计算老顶的极限跨距
利用“砌体梁”结构模型计算老顶的初次断裂步 距，由于老顶本身强度大、岩层厚，对巷道具有很强 的承压作用，所以只计算松动圈范围内的岩石荷载。 q=γh=25×2.96=74kPa 分别按固支梁、简支梁 2 种形式计算老顶的极 限跨距分别为： 按固支梁
由以上计算可以看出，在顶板完全裸露的情况 下，开采 21.4m 后老顶才达到初次断裂步距。 综上所述，由跨中最大挠度和老顶极限跨距可 以看出，巷道在采用以上支护参数时，完全能够满足 安全使用条件。
4 结果分析
通过理论计算结果分析可以得出以下结论：
（1）切眼潜在冒落高度为 2.96m，超过锚杆加固 深度，故锚杆在本切眼支护体系中只起到固结巷道 浅层岩体作用，对顶板的支护作用微乎其微。
（2）通过平衡拱及悬吊理论计算，切眼刷扩后， 整体支护需求为 5 根锚索（极限平衡），排拒为 1.6m。 考虑到锚索预紧力只有 90kN，顶板会进行二次应力 分布，产生的应力集中系数为原应力的 2～4 倍，故 安全系数也应提高到 3 倍，进而计算得刷扩后每排 锚索 8 根，排距 1m。
经以上分析，理论上本切眼可以实现无单体支 护，切眼整体安全，但局部可能出现异常应力集中情 况，建议在切眼内断层处、应力显现较明显处、位移 变化较大等部位增加单体点柱，防止巷道产生局部 破坏。
5 经济效益对比
工作面切眼全长 240m，切眼内施工 4 排单体，4 排 11 号工字钢挑棚 （L=4.5m），整个切眼共需施工 50×4=200 根挑棚，共需打单体 200×4=800 根，按照 目前的单体租赁费 （按照淮南矿业集团租赁分公司 的租赁价格）计算：DW45 型号单体支柱，每天租赁费 用为 7 元 / 天.根,则整个切眼单体租赁费用为：800× 7=5600 元 / 天，11 号工字钢挑棚价格为 497 元 / 根. 月，一个月的挑棚价格为：497×200=99400 元。
所以，实行切眼无单体支柱支护方案，每个切眼 每 月 可 以 节 省 单 体 挑 棚 总 费 用 为 ：5600 × 30+99400=267400 元 / 个切眼.月。 增 加 支 护 材 料 （锚 索 、 槽 钢） 的 费 用 为 ： （95.5+22.6+9.47） ×78 ＋（106+22.6+9.47） × 240+98.5×39+128×80=57168.76 元。
另外，相应的施工单体所需人工费、打运安装 费、拆除费以及相关的二次保护所用铁丝、钢丝绳损 耗等费用均节省下来。
作者简介： 张俊卿（1982.01-），男，35，工程师，研究方向：煤矿采掘 技术。
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乾坤矿装的便携式螺旋支柱介绍
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乾坤矿装的便携式螺旋支柱是一款矿井临时支护设备，是矿井适用的金属单体支柱。
便携式螺旋支柱由五部分组成：上承压板、上支柱、螺杆、下支柱、下承压板。
具有轻便、结构简单、价格实惠、可回收反复使用、可远距离拆除等特点。
上承压板：
尺寸：63型号的为175mm x 175mm;
48型号的为150mm x 150mm
上承压板主要用于增大支柱与顶板的接触面积，从而加大支柱承压重量。四个触角有利于加大支柱在支护时的抓取力度，防止滑动，确保支柱持久支护和稳固。
下承压板：
下承压板尺寸与上承压板尺寸相同：
63型号的为175mm x 175mm;
48型号的为150mm x 150mm
下承压板主要用于增大支柱与底板的接触面积，从而加大支柱承压重量。中心的回环有利于加大支柱下承压板与下支柱的契合，加大在支护时的抓取力度，防止滑动，确保支柱持久支护和稳固。
上支柱：
由无缝钢管制造而成，钢管壁厚4mm。支柱有63和48两种型号，63和48指的是钢管的直径，直径越大，支柱的承重能力越大；直径越小，支柱承压能力越小。
相对于下支柱，上支柱稍长。
下支柱：
由无缝钢管制造而成，钢管壁厚4mm。支柱有63和48两种型号，63和48指的是钢管的直径，直径越大，支柱的承重能力越大；直径越小，支柱承压能力越小。
相对于上支柱，下支柱稍短。
支柱常用的规格型号有：1.5米，1.8米，2.米，2.5米，3米，3.5米。
便携式螺旋支柱的含义：以1.5米为例，金属钢管直径有48和63两款，最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米范围内的任意高度，其他以此类推。
钢管直径越大，支柱承重越大，可支撑高度越高；支柱高度越高，支柱承重越小。
螺杆：
支柱的螺杆由螺纹钢特制而成。
特制螺杆，尺寸为80厘米，安装在支柱上以后主要用来保证支护的升缩，一般升缩在50厘米之间。我们确认的型号为拉升后可支撑的高度，比喻63-3.5.就是这根支柱最高可支撑3.5米的高度，最低可支撑3米的高度，之间可以拧动螺杆拉升，可以支撑3-3.5米之间的任意高度。
在螺杆的中间有4个齿状设计，主要是方便员工使用时升缩方便。
乾坤矿装的这款便携式螺旋支柱，参数经过多次试验和客户使用数据验证的，正是因为这个原因，乾坤矿装的这款支柱不能超高度超承载能力使用，超高和超载使用将影响支柱的稳定性，甚至发生安全事故；也正因为这个原因，本着客户至以上，一切从客户的利益出发的原则，乾坤矿装不提供定制和特殊规格的制作。为此，很多客户不理解，指责我们不满足客户需求。
其实，这款支柱自从研发十年来，我们的客户遍布全国各地，得到了客户的一致好评，虽然我们拒绝过不少的客户，但十年来，我们从没有因为质量和使用问题接到客户投诉，是一款轻便、简单、实用、实惠的好产品。
便携式螺旋支柱适用范围：
1、所有采场风爆工、出渣工、支护工作业时；
2、顶板破碎、倒三角节理发育、岩石不稳固的掘进工程作业时；
3、巷道破碎进行永久支护前。
便携式螺旋支柱使用方法和要求：
1、作业人员经过通风 、洒水、处理完松石后方可进行螺旋支柱支护；对上盘不稳固的采场要用锚杆和螺旋支柱结合支护。
2、支护时首先要根据矿体倾角或岩石破碎情况选择好支柱使用地点，在支柱的上下端均垫加长度适宜的木板，沿进入作业面的方向向前逐根支护，调整支柱顶住顶底板，用套管将丝杠拧紧确认无误后，方可进行作业。对当场用两根撬棍也无法撬下、需动炮处理的松石，对顶板破碎及上下盘围岩滑帮比较明显的采场，对上部有采空区的地点，必须进行加密支护。
3、便携式螺旋支柱支护时必须根据作业面的采幅宽度和顶板压力来确定使用支柱的数量，每个矿房不少于15根螺旋支柱。2米以上采幅采用双排支柱支护，1.5米以下的采幅采用单排支护，但不论是单排还是双排支柱支护，顶部都必须加承压板、木板等护住顶板，以加大接触面积。
4、便携式螺旋支柱不能超高度超承载能力使用（具体要求见附表），超高和超载使用将影响支柱的稳定性，甚至发生安全事故。
5、作业过程中，作业人员要经常检查丝杠松紧和顶板变化情况，及时将支柱拧紧，确保作业安全。
6、风爆工装药结束后，要按顺序由前向后依次拆卸支柱并清点数量；拆卸支柱时要及时观察顶板变化情况，发现异常立即停止拆卸，迅速撤离。
7、出渣工和支护工作业完毕后，须对丝杠重新紧固确认无误方可离开作业现场。撤下来的支柱须将螺母调至最低点，将丝杠置于套管内进行防护。
便携式螺旋支柱使用规定
1、无论作业现场的岩石结构是否存在危险，出渣工、风爆工在进行采矿或掘进作业时必须使用、支护工在顺路支护时必须使用、使用时必须按照上述方法规范支护。
2、把螺旋支柱的使用作为作业现场安全确认的重要内容，带班长或跟班领导必须在确认卡上填写支柱使用情况。
3、螺旋支柱要作为工具进行管理，要及时涂油防锈。使用时必须轻拿轻放，不得随意乱扔。
4、支柱外表出现损伤（如开裂、压扁、明显弯曲等）不能继续使用。
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