姬 東

(陜西陜煤韓城礦業(yè)有限公司下峪口煤礦，陜西 韓城 715405)

0 引言

煤與半煤巖巷道一般都是沿煤層或在煤層附近巖層中掘進，因此經常受到瓦斯和煤塵的威脅[1-3]。為確保安全，要特別注意探水，防止靠近煤層淺部老窖采空區(qū)積水造成的危害[4-6]。有瓦斯突出危險的礦井，在揭煤層時，必須采取專門的技術措施。此外，煤與半煤巖巷道所穿過的煤層及圍巖一般強度比較小，掘進較容易，多采用綜合掘進機施工，但其圍巖穩(wěn)定性較差且大多數(shù)采區(qū)巷道都受采場動壓影響[7-8]。因此在施工時不但要管理好頂板，還要根據(jù)巷道服務年限長短、地壓大小及穩(wěn)定性的特點合理選擇支護方式。

下峪口煤礦23210工作面位于礦井二水平2-3采區(qū)北翼，南部與即將回采的23208工作面相鄰。工作面為傾斜條帶布置，其中進風順槽設計長度為1 201.355 m，(已掘30 m)。四周除西南部的21203、21303以及23206工作面正在開采以外，其它區(qū)域2#、3#煤均未開采。

1 煤(巖)層賦存特征

工作面2#煤層結構簡單，根據(jù)周邊2#煤厚0.1～2.0 m，平均煤厚1.0 m。煤層呈粒狀、沫狀，光亮度一般，主要為Ⅲ類煤層，煤層原生結構遭到破壞，易捻搓成毫米級碎?；蛎悍郏捕仍?.2～0.36之間，煤層與上下巖層呈構造不整合接觸。

2#煤與上部2#上煤間距一般為2.5～5.8 m，2#上煤沉積不穩(wěn)定(層厚0.1～0.4 m)，根據(jù)周邊地質鉆孔資料計算，2#煤與下部3#煤間一般為22～25 m，3#煤厚1.3～4.5 m。經煤質測試及煤層樣化驗資料，該工作面煤質情況見表1。

表1 工作面煤質情況

2 支護設計

2.1 臨時支護

采用吊環(huán)式前探梁配合液壓單體進行臨時支護(泵站系統(tǒng)未形成前可采用戴帽木點柱)，施工中若前探梁與頂板不實時采用板皮、半圓木剎嚴實，間排距為1 150 mm×800 mm布置2排，每排3根。吊環(huán)式前探梁布置2根，距巷中各700 mm布置一根，每根前探梁配合2個吊環(huán)絞車硐室采用木點柱支護間排距為500 mm×800 mm布置2排，每排2根。單體要求在采用液壓單體進行臨時支護時，其初撐力必須達到90 kN；底板較軟時，單體必須穿柱鞋。

2.2 永久支護

頂部錨桿：頂部錨桿采用φ20 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間排距700 mm×800 mm，每排7根，呈矩形布置，每排頂錨配一根梯子梁(采用14#圓鋼加工4 400 mm長的7孔梯子梁)。

幫部錨桿：巖幫部采用φ18 mm×1 800 mm的圓鋼樹脂錨桿，煤幫部采用φ32 mm×2 500 mm的全長自鞏固可回收錨桿，芭片護幫，間排距為800 mm×800 mm，每排8根，呈矩形布置，錨索采用φ17.8 mm×6 000 mm的鋼絞線，每排2根，矩形布置，間排距為2 100 mm×2 400 mm。頂部選用冷拔絲網，幫部選用金屬菱形網，網相互搭接100 mm，每150 mm用14#鐵線雙股連接一次。

避難硐室：掘寬5 000 mm，掘高3 000 mm，掘深5 000 mm，頂部錨桿采用φ20 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm，每排7根，呈矩形布置，每排頂錨配一根梯子梁(采用14#圓鋼加工4 800 mm長7孔梯子梁)；巖幫部采用φ18 mm×1 800 mm的圓鋼樹脂錨桿，煤幫部采用φ32 mm×2 500 mm的全長自鞏固可回收錨桿，芭片護幫，間排距為800 mm×800 mm，每排8根，呈矩形布置，錨索采用φ17.8 mm×6 000 mm的鋼絞線，每排3根，矩形布置，間排距為1 500 mm×2 400 mm。頂部選用冷拔絲網，幫部選用金屬菱形網，網相互搭接100 mm，每150 mm用14#鐵線雙股連接一次。硐室永久支護如圖1所示。

圖1 硐室永久支護示意圖

絞車硐室：掘寬2 000 mm，掘高2 000 mm、深2 000 mm，頂部采用φ17.8 mm×4 500 mm錨索，每排3根錨索，間排距為800 mm×800 mm，矩形布置，巖幫部采用φ18 mm×1 800 mm圓鋼樹脂錨桿，煤幫部采用φ32 mm×2 500 mm全長自鞏固錨桿，芭片護幫，每排6根錨桿，間排距為800 mm×800 mm，矩形布置。全斷面采用金屬菱形網，網搭接100 mm，每200 mm用14#鐵線雙股連接一次。

2.3 復合頂板支護

支護材料：依據(jù)施工巷道頂板巖性、側壓、頂壓，選擇支護過程中應用的材料和規(guī)格，在實際選擇過程中，要對錨桿的長度、種類、錨桿密度等各項內容進行明確，并且在分布錨桿時，靠幫錨桿距幫要被控制在0.5 m以內，避免在實際作業(yè)過程中，頂板被切斷，對施工造成不良影響。

支護初支撐力：適當提高支護在應用過程中的初支撐力。通過提升初支撐能力的方式能夠實現(xiàn)對復合頂與老頂穩(wěn)定頂板間的離層、位移，提高其穩(wěn)定性，避免發(fā)生斷裂。提高初支撐力的措施有以下幾種：①利用高預應力錨桿，通過錨桿機完成相應的注射；②依據(jù)巷道頂壓情況，完成相應的布置支護錨桿，確保錨桿的實際密度能夠滿足作業(yè)要求，在該過程中，采用的錨桿預應力大小要超過預頂壓；③加強對巷道兩幫的支護。在實際生產過程中，由于頂板壓力的增大，或增加支護作業(yè)的難度，因此，提高對巷道兩幫的支護，可以采用掛網或錨桿帶木帽形式，通過該方式可以有效預防片幫，通過對光爆工藝的應用，最大程度減少兩幫圍巖在生產過程中遭受到的破壞，確保生產作業(yè)的順利進行。

巷道斷面設計：設計斷面時，以層面在確保運輸、通風都滿足要求的基礎上，盡量減小寬度。巷道施工后，要立即進行支護作業(yè)，最大程度限制空頂時間，以免對施工造成不良影響。做好相應的管理工作，提高支護質量，同時，還要對頂板的情況進行監(jiān)測，一旦發(fā)現(xiàn)問題，要及時采取相應的措施對問題加以處理。通過注漿加固方式使圍巖的具體強度能夠得到進一步提高，在煤礦開采過程中，極軟煤層巷道掘進后，淺部圍巖會受到支撐壓力的影響，從而會形成塑性區(qū)和破碎區(qū)，進而會以極小的強度參與到穩(wěn)定圍巖過程。在具體作業(yè)過程中，采取注入高水泥速凝材料的方式，對破碎圍巖裂隙進行填充，同時，受注漿材料自身存在粘結作用的影響，可以使固結體的剛度和強度都得到明顯提升。此時，圍巖遭受到的破壞則會由原強度較低弱面、裂隙控制轉變到高強度固結體控制。針對巷道兩幫的破碎區(qū)、塑性區(qū)的煤層，在實際處理過程中，可以利用高水速材料完成相應的處理工作，通過該方式可以使巷道兩幫的穩(wěn)定性得到進一步提高。通過注漿的方式對兩幫煤體進行處理，一方面使煤體的強度得到了進一步提高，另一方面也使煤體與樹脂錨固劑兩者間的粘結力得到了顯著提升，從而確保錨桿錨固力可以滿足生產的實際需求，避免發(fā)生安全事故。

3 巷道頂板支護計算

3.1 錨桿長度計算

在巷道頂板支護計算中，主要應進行錨桿支護計算，其中，錨桿長度計算見式(1)。

L=K·H+L1+L2

(1)

式中：L—錨桿長度，m；H—冒落拱高度，根據(jù)H=B/(2F)估算得，m；B—巷道開挖寬度，分別取4.6 m、5.0 m、2.0 m；F—巖石(煤)堅固系數(shù)，砂巖取4；K—安全系數(shù)，一般取K=2；L1—錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度，一般按經驗取0.3 m；L2—錨桿在巷道中的外露長度，30～50 mm，一般取0.04 m，則L分別計算得1.49 m、1.59 m、0.84 m。

3.2 錨桿間排距設計計算

錨桿間設計排距計算見式(2)。

(2)

式中：D—錨桿間排距，m；Q—錨桿設計錨固力，105 kN；H—冒落高度，取0.4 m；R—被懸吊砂巖的重力密度，取24.5 kN/m3；K—安全系數(shù)，一般取K=2。計算得D為2.314 m。

通過以上計算在施工中選用：φ20 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿間排距700 mm×800 mm、800 mm×800 mm的均滿足支護要求。

3.3 錨索支護效果及錨固長度

在進行錨索支護驗算錨索直徑按17.8 mm計算，頂錨索通過懸吊作用，達到支護效果的條件應滿足式(3)。

L≥La+Lb+Lc+Ld

(3)

式中：L—錨索長度，m；La—錨索錨入到較穩(wěn)定巖層的錨固長度，1.575 m；Lb—需要懸掛的不穩(wěn)定巖層厚度，取2 m；Lc—上托板及鎖具的厚度，取0.1 m；Ld—錨索外露長度，取0.25 m。錨索錨固長度La按式(4)確定。

La≥0.25K·d1·fa/fc

(4)

式中：K—安全系數(shù)，一般取2；d1—錨索鋼絞線的直徑，17.8 mm；fa—鋼絞線抗拉強度，取1 770 N /mm2；fc—錨索與錨固劑的粘合強度，取10 N/mm2。計算得La最小值應為3.97 m。所以施工時使用的φ17.8 mm×6 000 mm錨索可以達到要求。

4 支護施工工藝分析

4.1 臨時支護的支設方法

放炮后，待炮煙吹凈后人員方可進入工作面，先由外向里再先頂后幫進行敲幫問頂，進行安全檢查，在永久支護下聯(lián)網安裝吊環(huán)，并用前探梁托住頂網向前推移頂實迎頭。由外向里在前探梁上采用半圓木和板皮接實頂板(預留打錨桿孔位置)，人員站在安全地點用長柄鎬、鍬清貨，出貨高度達到2.5 m且點柱位置貨平攤后，及時支設戴帽點柱支護頂實頂板，點柱必須穿好柱鞋，直到點柱全部支設到位，且安全可靠，再在臨時支護下進行永久支護。

4.2 錨桿施工方法

頂錨支護：打眼前應當先對頂進行處理，再對后幫進行處理，確保打眼作業(yè)的順利進行。打錨桿孔時，先按眼距永久支護要求在頂板上標出孔位再打眼，眼位誤差不得超過50 mm，眼距誤差不得大于50 mm，并做好標記。清理好作業(yè)過程中的各種殘渣，錨桿安裝應按照先頂板后兩幫，頂部先中間后兩邊的原則。

幫部錨桿施工及注意事項：巖幫錨桿采用YT-28型風鉆配合φ22 mm六棱中空長、短釬桿，φ32 mm釬頭按錨桿布置進行打眼(錨桿眼深1 720～1 760 mm)，將MSCK2865樹脂錨固劑輕輕送入錨桿孔內(一根錨桿一根錨固劑)，將錨桿和ZQS-50/300手持式氣動鉆機連接，開啟鉆機攪拌樹脂錨固劑，攪拌時注意邊推邊攪拌(攪拌時間10～15 s)，將錨桿推至孔底后，再攪拌5 s左右，然后停止攪拌，等待40 s左右即可上錨桿墊板、緊固螺母。安裝錨桿時應打一個錨桿眼，及時安裝一根錨桿。煤幫部錨桿采用ZQS-50/300手持式氣動鉆機，配合φ26 mm麻花釬桿φ28 mm的小徑釬頭打眼安裝，眼深比錨桿長度少10～50 mm。施工錨桿眼時，在釬桿上對眼深作出標記。打錨桿眼時用力要適中，以防斷釬傷人。幫部上面2根錨桿嚴禁滯后，下面2根錨桿距工作面不得超過2.4 m。

4.3 錨索施工方法

在作業(yè)期間，要利用顏色鮮艷的油漆對終口位置進行標記，確保最終眼深準確無誤。安裝樹脂錨固劑，先放入2個MSCK2370錨固劑，插入錨索(錨索頂端必須做頭刺)將樹脂錨固劑徐徐推至眼底。啟動錨桿鉆機攪拌錨固劑，錨固劑攪拌時間10～15 s，當錨索到達眼底，再攪拌5 s左右，然后停止攪拌，等40 s后穿上托板、鎖具。過15 min后采用MSY-160型張拉千斤頂進行初次預緊，30 min后二次張拉預緊到25 MPa以上。鉆進作業(yè)時，要緩慢加速，如果遇到硬度較大的巖石，不得強開，以防斷釬。夠打錨索距離時，必須及時補打，錨索滯后迎頭不得超過2.4 m，打好的錨索必須及時張緊，不得松動。

5 結語

通過對23210工作面工程的具體情況進行探討，針對煤(巖)層賦存特征、支護設計、巷道頂板支護計算、支護施工工藝分析結構方面進行深入探討，確保了工程最終施工工藝的合理性。