顶板支护方法与流程

本发明涉及煤矿技术领域，具体涉及一种顶板支护方法。

背景技术：

目前，综采面大断面主回撤通道顶板主要采用锚索支护技术，该技术支护参数和支护工艺均已成熟。但是，受主回撤通道内垛式支架安装影响，通道内顶板锚索支护设计均需要避开垛式支架，巷道顶板整体受力不均匀，支护强度较低，回采贯通后主回撤通道顶板下沉量大，工作面回撤安全隐患大。

技术实现要素：

有鉴于此，本发明实施例提出一种顶板支护方法，以解决上述技术问题。

本发明实施例提出一种顶板支护方法，其包括：在垛式支架正上方的待支护顶板上打设纵向锚索钻孔；对所述纵向锚索钻孔进行扩眼，形成纵向扩眼钻孔；将纵向锚索插入纵向扩眼钻孔中，并将与纵向托盘固定连接的纵向锁具置于纵向扩眼钻孔中；紧固所述纵向锚索。

可选地，将纵向锚索插入纵向扩眼钻孔中，并将与纵向托盘固定连接的纵向锁具置于纵向扩眼钻孔中包括：向纵向扩眼钻孔内依次放入预定数量的药卷，并用纵向锚索将药卷顶入纵向扩眼钻孔底部；利用纵向锚索搅拌药卷，将纵向锚索的端头推至纵向扩眼钻孔孔底；将与纵向托盘固定连接的纵向锁具插入纵向扩眼钻孔内，纵向托盘与待支护顶板贴合。

可选地，在垛式支架正上方的待支护顶板上打设纵向锚索钻孔之前还包括：将支护网通过锚杆固定在待支护顶板上；在待支护顶板上布设横向锚索，并用横向托盘和横向锁具固定，所述横向托盘位于支护网和横向锁具之间。

可选地，还包括：加装纵向顶板钢带，所述纵向顶板钢带通过多个纵向锚索固定，所述纵向顶板钢带的方向与待支护顶板的延伸方向一致，所述纵向顶板钢带位于纵向托盘与支护网之间；

可选地，还包括：加装横向顶板钢带，所述横向顶板钢带通过多个横向锚索固定，所述横向顶板钢带的方向与待支护顶板的延伸方向垂直，所述横向顶板钢带位于横向托盘与支护网之间。

可选地，还包括：校核纵向锚索长度，其中，纵向锚索的长度l为：l＝la+lb+lc+ld；其中，la为锚固长度，lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度；lc为托盘及锁具的厚度；ld为外露张拉长度。

可选地，锚固长度la为：la≥k×(d1×fa/4fc)；其中，k为安全系数，d1为锚索直径，fa为锚索抗拉强度，fc为锚索与锚固剂的粘合强度。

可选地，还包括：校核纵向锚索排距，纵向锚索的排距l为：l≤nf2/[bhγ-(2f1sinθ)/l1]，其中，b为巷道最大冒落宽度，h为巷道最大冒落高度，γ为岩体容重，l1为锚杆排距；f1为锚杆锚固力，f2为锚索极限承载力，θ为角锚杆与巷道顶板的夹角，n为锚索排数。

可选地，还包括校核纵向锚索的数量，纵向锚索的数量n为：n＝k×w/f2；其中：k为安全系数，w为被吊岩石的自重，f2为锚索极限承载力。

可选地，被吊岩石的自重w为：w＝b×∑h×∑γ×d；其中：b为巷道最大冒落宽度，∑h为悬吊岩石厚度，∑γ为悬吊岩石平均容重，d为锚索间排距。

本发明实施例提供的顶板支护方法通过在垛式支架正上方的待支护顶板上打设纵向锚索钻孔，将与纵向托盘固定连接的纵向锁具置于纵向扩眼钻孔中，使纵向锁具藏在待支护顶板岩层内，可避免垛式支架损坏支护锚索导致锚索失效的问题，保证锚索支护强度，回撤贯通是锚索支护与垛式支架共同支撑顶板，提高顶板的支护强度，增加顶板的稳定性，为解决浅埋深厚煤层大断面主回撤通道顶板支护具有积极的借鉴意义。

附图说明

图1是本发明实施例的顶板支护方法的流程图。

图2是本发明实施例的顶板支护的结构示意图。

图3是本发明实施例的纵向锚索的固定示意图。

图4是本发明实施例的横向锚索的固定示意图。

具体实施方式

以下结合附图以及具体实施例，对本发明的技术方案进行详细描述。其中相同的零部件用相同的附图标记表示。需要说明的是，下面描述中使用的词语“前”、“后”、“左”、“右”、“上”和“下”指的是附图中的方向，词语“内”和“外”分别指的是朝向或远离特定部件几何中心的方向。

图1示出了本发明实施例提供的顶板支护方法的流程图，如图1所示，本发明实施例提供的顶板支护方法，适用于浅埋深厚煤层大断面主回撤通道顶板的支护，其中，浅埋深可以是深度小于200米，厚煤层可以是厚度大于5米的煤层。

本发明实施例提供的顶板支护方法，其包括：

s100，在垛式支架正上方的待支护顶板上打设纵向锚索钻孔；

在打钻之前，先进行敲帮问顶。如图2所示，对垛式支架50正上方的待支护顶板的鳞皮、活矸进行处理，以方便纵向锚索钻孔的钻设。

s200，对所述纵向锚索钻孔进行扩眼，形成纵向扩眼钻孔；

在本实施例中，纵向扩眼钻孔的内径比纵向锁具外径大4-6mm，扩眼的深度大于纵向锁具高度约1-10mm，以保证纵向托盘紧贴待支护巷道顶板。其中，如图2所示，纵向锁具21高度方向与纵向锚索20的长度方向平行。

s300，将纵向锚索插入纵向扩眼钻孔中，将与纵向托盘固定连接的纵向锁具置于纵向扩眼钻孔中；

如图2-4所示，纵向锚索20和纵向锁具21全部插入纵向扩眼钻孔中，纵向托盘22与待支护顶板平行紧靠。在本实施例中，纵向托盘22与纵向锁具21焊接。

s400，紧固所述纵向锚索。

在本实施例中，采用张拉千斤顶对纵向锚索进行紧固。

本发明实施例提供的顶板支护方法通过在垛式支架正上方的待支护顶板上打设纵向锚索钻孔，将与纵向托盘固定连接的纵向锁具置于纵向扩眼钻孔中，使纵向锁具藏在待支护顶板岩层内，可避免垛式支架损坏支护锚索导致锚索失效的问题，保证锚索支护强度，回撤贯通是锚索支护与垛式支架共同支撑顶板，提高顶板的支护强度，增加顶板的稳定性，为解决浅埋深厚煤层大断面主回撤通道顶板支护具有积极的借鉴意义。

进一步地，s300，将纵向锚索插入纵向扩眼钻孔中，并将与纵向托盘固定连接的纵向锁具置于纵向扩眼钻孔中包括：

s301，向纵向扩眼钻孔内依次放入预定数量的药卷，并用纵向锚索将药卷顶入纵向扩眼钻孔底部；

在本实施例中，向纵向扩眼钻孔内依次放入三根树脂药卷。

s302，利用纵向锚索搅拌药卷，将纵向锚索的端头推至纵向扩眼钻孔孔底；

使用锚杆钻机按照规定时间搅拌药卷。

s303，将与纵向托盘固定连接的纵向锁具插入纵向扩眼钻孔内，纵向托盘与待支护顶板贴合。

向纵向扩眼钻孔加入树脂药卷，可增加纵向锚索与周围岩石的粘接力，从而提高锚固力，提高顶板的支护稳固性。

优选地，在垛式支架正上方的待支护顶板上打设纵向锚索钻孔之前还包括：将支护网通过锚杆固定在待支护顶板上；

支护网安装到待支护顶板上之后，在纵向锚索钻孔扩眼时，需要拆剪支护网，拆剪范围大于纵向锚索锁具外径30～50mm。

支护网通过多排锚杆固定在待支护顶板上，多排锚杆沿待支护顶板的延伸方向并行排布，每排锚杆中的锚杆60的间距相同。在本实施例中，锚杆60采用φ22×2200mm螺纹钢锚杆，支护网为8#铅丝网。

相邻两排锚杆的排距为1m，每排锚杆的数量至少为八根锚杆。其中，主回撤通道中远离联巷的侧帮为上侧帮，靠近联巷的侧帮为下侧帮。八根锚杆沿着上侧帮至下侧帮方向的相邻间距分别可为900、1200、1100、1200、1100、800、800mm。距离侧帮最近的锚杆与侧帮的间距可为200mm。

在待支护顶板上布设横向锚索，并用横向托盘和横向锁具固定。

如图3-4所示，所述横向托盘12位于支护网和横向锁具13之间。在本实施例中，横向锚索11采用φ21.6mm×8000mm锚索。

通过在待支护顶板上设置支护网，并由锚杆60和横向锚索11固定，可进一步地提高顶板的支护强度，提高顶板的支护稳定性。

较佳地，顶板支护方法还包括：加装纵向顶板钢带40，纵向支护刚带40通过多个纵向锚索20固定。

所述纵向顶板钢带30的方向与待支护顶板的延伸方向一致，所述纵向顶板钢带位于纵向托盘22与支护网之间。如图4所示，每纵垛式支架50上方的顶板上设置有一列纵向顶板钢带40。在本实施例中，主回撤通道的待支护顶板上设置有至少三列纵向顶板钢带。

三列纵向顶板钢带40上的三个纵向锚索20共线，即相邻纵向顶板钢带40上的纵向锚索20在垂直于待支护顶板的延伸方向上共线。

将三个纵向锚索作为一排，相邻两排纵向锚索的排距为1m。

相邻纵向顶板钢带40上纵向锚索20的距离相同，均为2300mm。靠近上侧帮的纵向顶板钢带40上的纵向锚索20与上侧帮的距离为1450mm。靠近下侧帮的纵向顶板钢带40上的纵向锚索20与下侧帮的距离为1450mm。

加装纵向顶板钢带40时，先将纵向锚索20插入纵向扩眼钻孔内，将纵向顶板钢带40套设在纵向锚索20上，再将纵向锁具21穿过纵向顶板钢带40，使纵向托盘22与纵向顶板钢带抵靠。

通过加装纵向顶板钢带40，可提高纵向锚索20的支护能力，提高顶板的支护强度。

在横向锚索上加装横向顶板钢带，所述顶板钢带的方向与待支护顶板的延伸方向垂直，所述横向顶板钢带位于横向托盘12与支护网之间。

进一步地，顶板支护方法还包括：加装横向顶板钢带30，所述横向顶板钢带30通过多个横向锚索11固定。

所述横向顶板钢带30的方向与待支护顶板的延伸方向垂直，所述横向顶板钢带30位于横向托盘12与支护网之间。

如图4所示，横向顶板钢带30通过至少四个横向锚索11固定，相邻横向锚索11的间距相等，均可为2300mm。沿主回撤通道的待支护顶板的延伸方向并排设置有多个横向顶板钢板30。

以同一横向顶板钢板30上的横向锚索11为一排，相邻两排横向锚索的排距为1m。

相邻横向顶板钢带30上的四个横向锚索11共线，且平行于待支护顶板延伸方向。

横向顶板钢带30上靠近上侧帮的横向锚索11与上侧帮的距离为300mm。横向顶板钢带30上靠近下侧帮的横向锚索11与下侧帮的距离也为300mm。

通过加装横向顶板钢带30，可进一步提高顶板的支护强度。

优选地，顶板支护方法还包括纵向锚索的长度进行校核，对纵向锚索的排距、数量进行校核。

其中，对横向锚索的长度、排距、数量也进行校核。两者的校核方法一致。现以某工作面为例，进行说明。

工作面主回撤通道煤层平均厚度9.16m，巷道掘进高度6.3m，主回撤通道设计沿底掘进，则巷道平均留顶煤厚度2.86m，锚杆长度2.2m小于顶煤厚度，根据厚煤层锚杆支护机理，锚杆对提高围岩自身最大承载能力无明显效果。因此，只对锚索支护强度进行校验。

(1)锚索长度校核，应满足：l＝la+lb+lc+ld

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；

lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度，取锚杆长度2.2m；

lc为托盘及锚具的厚度，0.2m；

ld为外露张拉长度，0.2m。其中，不稳定岩层是指巷道开采后，容易发生冒顶、片帮的岩层，例如泥岩。较稳定岩层是指巷道开采后，围岩基本稳定，较长时间不支护会出现小块掉落，例如，完整比较坚硬的岩层，rb≥400mpa。

la≥k×(d1×fa/4fc)；式中：

k为安全系数，k取2；

d1为锚索直径，锚索直径为21.6mm；

fa为锚索抗拉强度(锚固力)，1427.31n/mm2

fc为锚索与锚固剂的粘合强度，10n/mm2，

则：la≥2×(21.6×1427.31)/(4×10)≥1541mm；la取1.6m；

l＝la+lb+lc+ld＝1.6+2.2+0.2+0.2＝4.2m

由于顶煤厚度大于锚杆长度，从安全角度考虑，取需要悬吊的不稳定岩层厚度为2.86m，利用上部公式得出锚索长度应不低于4.86mm，取5m，主回撤通道顶板设计锚索8m，锚索长度满足支护要求。

(2)锚索排距校核，应满足：l≤nf2/[bhγ-(2f1sinθ)/l1]；

式中：

l为锚索排距，m；

b为巷道最大冒落宽度，7.5m；

h为巷道最大冒落高度，(最大取顶煤厚度2.86m)；

γ为岩体容重，21.3kn/m³(8m范围内顶煤+直接顶平均容重)；

l1为锚杆排距，1.0m；

f1为锚杆锚固力，59kn；

f2为锚索极限承载力，500kn；

θ为角锚杆与巷道顶板的夹角，90°；

n为锚索排数，按照最少取2。

锚索排距l≤2×500/[7.5×2.86×21.3-(2×59×1)/1.0]＝2.95m

主回撤通道顶板锚索“井”字形布置，顶板整体受力均匀，排距0.5m，理论计算为2.95m，锚索排距满足支护要求。

(3)锚索数目校核，应满足：n＝k×w/f2；

式中：

n为锚索数目，根；

k为安全系数，取2；

w为被吊岩石的自重，kn；f2为锚索极限承载力，取500kn。

w＝b×∑h×∑γ×d；式中：

b为巷道最大冒落宽度，7.5m；

∑h为悬吊岩石厚度，取8m(锚索长度)；

∑γ为悬吊岩石平均容重，21.3kn/m³；

d为锚索间排距，取1m；

n＝2×7.5×8×21.3×1/500＝5.1

考虑到工作面超前支承压力动载系数为1.5，锚索数目校验安全系数取2。校验后主回撤通道锚索数目最少取6根/m，而锚索设计为7套/m，锚索数目满足支护要求。

以上，结合具体实施例对本发明的技术方案进行了详细介绍，所描述的具体实施例用于帮助理解本发明的思想。本领域技术人员在本发明具体实施例的基础上做出的推导和变型也属于本发明保护范围之内。