綜采切眼大斷面施工支護優化技術研究

劉鳳明

（西山煤電集團公司 官地礦，山西 太原 030022）

隨著科學技術的不斷進步，礦井機械化開采的優勢越來越顯著。它不僅效益高、安全，而且減輕了工人的勞動強度，但是綜采液壓支架安裝需要大斷面巷道，這個較難解決的問題，通常都是通過二次劈幫解決。

西山煤電集團公司官地礦自建礦以來，由于礦井開采煤層地質條件相對較好，巷道支護難度系數不大，但隨著礦區巷道延伸、開采深度增加和大量采空區的影響，局部巷道開始出現壓力顯現，巷道變形嚴重。官地礦3#煤層位于山西組中下部，上距2#煤2.29～23.8m，平均7.61m，北部間距小于南部，煤厚0.23～6.38m，平均2.82m，厚煤帶位于井田中部及東北部、南部有3小片尖滅區。含夾石0～3層，厚0.05～0.65m，巖性為泥巖或炭質泥巖，頂板以砂質泥巖和細砂巖為主，有時具炭質泥巖偽頂，底板多為砂質泥巖或泥巖。據鉆孔及井下生產揭露，2#煤與3#煤間距越大，3#煤愈薄，間距越小，3#煤愈厚。煤層變異系數44%，可采系數82%，屬全井田大部可采的較穩定煤層。

以往3#煤掘送切眼大斷面巷道通常先掘送小斷面，采用錨桿（索）掛鋼帶、金屬網支護，在安裝液壓支架時再二次劈幫。這種支護方式雖然較簡單，但二次劈幫時影響安裝速度和工期。另外，邊劈幫邊安裝，作業的工種多、人員多，各工種配合、協調不好，很容易造成人身安全事故，具有一定的危險性。為保證綜采工作面安裝工作的快速、安全，官地礦根據3#煤層地質特點，通過對綜采切眼大斷面施工支護技術研究，該礦北四新區3#煤層33419工作面切眼采用一次成巷技術，先掘送小斷面，再進行劈幫，然后安裝液壓支架，首次在3#難采煤層切眼施工中采用先劈幫后安架的施工工藝，安全有效，提高了掘進速率和安架速度。

1 地質特征

官地礦北四新區33419工作面地面位于石盒子溝上游及東南側山梁上，蓋山厚度167～364m，平均厚度265m，地面標高1265～1490m.工作面位于北四采區東南側，東北側為23415工作面，西南部為未采區，上部為22415、22417、32302工作面采空區。工作面標高1098～1126m.煤層平均厚度3.48m，煤層傾角1°～12°，該煤層結構簡單，穩定可采。根據該礦4#鉆孔柱狀礦壓觀測資料分析，3#煤直接頂為中粒砂巖，平均厚度3.08m，偽頂為炭質泥巖，平均厚度0.53m.3#煤與2#煤層間距平均為3.61m，2#煤層平均厚度3.25m，2#煤直接頂為砂質泥巖，厚2.27 m，屬較穩定巖層。

2 切眼概況

官地礦北四新區33419工作面所掘巷道均屬北四采區3#煤層，屬1051水平。切眼設計長度為190 m，煤層平均厚度3.48m，采用矩形斷面，寬7.7m，高3.5m，凈斷面26.95m2，沿3#煤直接頂施工。其中前100m上部為實體煤，后90m上部為采空區，層間距為4.7～6m.切眼施工采用綜合機械化掘進一次成巷，先掘送小斷面，采用矩形斷面，全錨支護，寬3.6 m，高3.5m，后進行劈幫形成大斷面切眼，滿足綜采設備的安裝。

3 巷道支護

根據工作面實際地質條件，利用FLAC3D軟件對33419工作面大斷面切眼施工進行支護優化，采取以下兩種不同的支護方式：

1）上部為2#實體煤劈幫支護形式。

切眼劈幫凈寬4.1m，凈高3.5m（落山幫凈高不低于3.0m），采用矩形斷面，錨棚聯合支護。劈幫側頂板支護采用鋪6#鋼筋網2.2m×1.1m、上4.3m長5眼位W 鋼帶、打錨桿（索），鋼帶“1，3，5”和“2，4”眼位交替布置d21.6mm×12000mm錨索，其余眼位均布置d22mm×2400mm錨桿，間排距1.0m×1.0m，在原切眼槽鋼鋼帶中間對應第二眼位或第三眼位補打錨索（即在第二眼位或第三眼位為錨桿時對應打錨索），W 鋼帶與原切眼槽鋼鋼帶交錯布置0.2m以上。回采幫掛規格為1.1m×2.5m加強菱形網、打3排d20mm×1800mm玻璃鋼錨桿，間排距1.0m×0.9m，第一排錨桿距頂板0.4m，若劈幫后回采幫幫網下邊距底板超過1.0m時，必須補網打一排玻璃鋼錨桿。全錨支護后，先在距切眼回采幫2.5m處和距落山幫1.8m處分別縱向布置1條3.5 m長4眼W 鋼帶，四眼均布置d21.6mm×12000 mm錨索，錨索間距1.0m，再在劈幫側套單體棚，采用凈口3.9m（全長4.2m）特制工字鋼梁配合DZ-3.5（3.8）m單體支護頂板，一梁兩柱，棚距3.0m，縱向W 鋼帶夠3.5m及時加打，單體棚可滯后26m.頂板支護圖見圖1.

圖1 上部為2#煤實體煤時頂板支護圖

圖1中，頂錨索根據頂板厚度改變錨索長度，確保錨在2#頂板1.0m以上。超前單體支柱始終保持20m，劈幫夠3.5m及時補打縱向W 銅帶，四眼均布置錨索，間距1.0m，單體棚可滯后工作面26m.

2）上部為2#煤采空區劈幫支護形式（層間距4.7～6.0m）.

劈幫側頂板支護采用鋪鋼筋網、上4.3m長5眼位W 鋼帶、打錨索，鋼帶所有眼位均布置d21.6mm×6000mm錨索，間排距1.0m×1.0m，在原切眼槽鋼鋼帶中間對應第二眼位或第三眼位補打錨索（即在第二眼位或第三眼位為錨桿時對應打錨索），W 鋼帶與原切眼槽鋼鋼帶交錯布置0.2m以上。回采幫掛加強菱形網、打3排d20mm×1800mm玻璃鋼錨桿，間排距1.0m×0.9m，第一排錨桿距頂板0.4m，若劈幫后回采幫幫網下邊距底板超過1.0m時，必須補網打一排玻璃鋼錨桿。全錨支護后，先在距切眼回采幫2.5m處和距落山幫1.8m處分別縱向布置一條3.5m長4眼W 鋼帶，四眼均布置d21.6mm×6000mm錨索，錨索間距1.0m，再在劈幫側和原切眼內加套單體棚，棚梁分別采用凈口3.9m（全長4.2 m）和3.1m（全長3.4m）特制工字鋼梁，一梁兩柱，棚距1.0m，中間加打的單體必須保持一條直線。縱向W 鋼帶夠3.5m及時加打，單體棚可滯后26m加打。頂板支護圖見圖2.

圖2中，頂錨索根據頂板厚度改變錨索長度，嚴禁與采空區打透。超前單體支柱始終保持20m，劈幫夠3.5m及時補打縱向W 鋼帶，四眼均布置錨索，在距落山幫1.8m縱向上四眼W 鋼帶，均布置錨索，間距1.0m，單體棚可滯后工作面26m.

圖2 上部為2#煤采空區時頂板支護圖

4 支護效果

采用優化技術后，切眼內礦山壓力無明顯顯現，圍巖變形量不大，頂板變形量最大不超過30mm，兩幫移近量不超過20mm，在頂板支護后基本處于穩定狀態。兩幫由于有錨網支護，且配有單體液壓支柱，也不存在片幫現象，支護很成功，較傳統支護在頂板控制方面具有一定的優越性，確保了工作面的順利安裝。

5 社會經濟效益分析

該礦33419工作面切眼長190m，從支護材料投入上，現優化支護少套31架單體棚，多打380根錨索+95根W 鋼帶，共節約2萬元；從投入工數上，優化支護后，日進尺比以前多2m，可提前5d完成，按該隊每天投工50個，預計可少投工250個，按每工200元算，共計可節約5萬元；從提前安裝支架工期，提前出煤上，切眼施工可提前5d完成，安裝支架可提前5 d，總計共節約時間10d，按日產3000t計算，可多生產原煤3萬t，多實現利潤600萬元。所以共計可節約607萬元。

6 結 語

通過優化綜采切眼大斷面施工支護，采用先劈幫后安架的施工工藝，提高了切眼掘進速率，加快了綜采設備的安裝速度，提高了施工安全系數，避免了多種工序之間的互相制約和干擾以及所引起的多種不安全因素，有效地保證了安全生產。采用主動與被動支護相結合的方式，有效地控制了頂板圍巖，并充分利用頂板的自承能力，抑制頂板離層下沉，杜絕了冒頂事故的發生。此項技術已成功應用在官地礦北四新區33419綜采工作面切眼大斷面掘進施工中，經濟效益和社會效益顯著，值得在煤礦推廣應用。

［1］ 劉化全.綜采切眼大斷面施工一次成巷［J］.煤炭技術，2009，28（4）：83-85.

［2］ 李振江.綜采開切眼支護技術［J］.煤炭技術，2006，25（6）：103-104.