張志茸
(同煤集團四臺礦機掘一隊, 山西 大同 037000)
目前,同煤集團四臺礦所掘的2723巷設計長度為1190 m,沿侏羅系煤層掘進,煤層呈北高南低的單斜構造,平均煤厚2.47 m,平均傾角2.0°,與上覆煤層最大層間距為6.57 m,最小層間距為1.7 m,平均層間距4.64 m。掘進過程中會遇到四個正斷層并且局部頂板有離層,地質條件復雜,對安全生產造成很大影響。而錨網支護臨時支護可以及時保障煤礦掘進安全順利進行,提高煤礦掘進的效率,因此加強掘進過程中工作面的支護設計與工藝是保障煤礦掘進順利進行的關鍵。
1.1.1 支護材料規格
根據層間距的變化選擇合適長度的錨索,鋼梁長3.6 m,鋼梁間距1.6 m,樹脂藥采用MSCK2360。支護斷面寬×高為4300 m×2700 m。
1.1.2 支護設計
按懸吊理論計算錨桿參數。
1.1.2.1 錨桿長度L

式中:H為冒落高度,m;K為安全系數,一般取2;L1為錨桿錨入穩定巖層的深度,一般按經驗取0.6 m;L2為錨桿在巷道中的外露長度,一般取0.1 m。

式中:B為巷道開掘寬度,取4.3m;f為巖石堅固性系數,直接頂為復合性頂板,取最小值4.5。則L=1.66 m。
1.1.2.2 錨桿間排距a

式中:Q為錨桿設計錨固力,現場拉拔實驗50~100 kN,取100 kN;H為冒落高度,取0.5~0.7 m;γ為被懸吊巖石的重力密度,查表取2.05 kg/m3;K為安全系數,一般取2。則a=1.87 m。施工時取a=1000 mm。
為了增加安全系數,選用Φ18 mm×1800 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿配合鋼帶、拱形托盤支護頂板,錨桿排間距為1000 mm×1000 mm。當圍巖穩定性較差時,錨桿間距縮小至800 mm。
巷道永久支護后,在施工過程中,根據圍巖變化情況或在施工交岔點及過斷層時要采用錨索加強支護,錨索排間距為1400 mm×3000 mm。
巷道安裝錨索時,考慮到錨索為在原錨桿、鋼帶聯合支護基礎上的加強支護,故兩根即可滿足設計要求。根據《2723工作面掘進地質說明書》資料分析,2723巷與上覆煤層層間距為2.9~8.5 m,平均層間距4.8 m。在施工過程中應根據層間距的變化選擇合適長度的鋼絞線:層間距L≥6 m,使用4 m鋼絞線,錨索間距為3 m;層間距為6 m>L≥4 m,使用4 m鋼絞線,錨索間距為2 m;層間距為4 m>L≥3.0 m時吊掛3.6 m長鋼梁,使用合適長度的鋼絞線,錨索間距為2 m,兩端錨索斜拉角度為60°;層間距為3 m>L≥2.5 m時吊掛3.6 m長鋼梁,使用合適長度的鋼絞線,錨索間距為1 m,兩端錨索斜拉角度為55°;層間距L<2.5 m時另行編制專項安全技術組織措施[1]。
2723巷支護方式采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿、錨索聯合支護;2723巷錨桿布置四排,排間距為1000 mm×1000 mm;錨索應根據層間距的變化選擇合適長度的鋼絞線進行頂板支護;頂板破碎時鋪設頂網,金屬網鋪平、鋪展,緊貼頂板,對接合理,三花布置間距為0.2 m,連網要孔孔相連,雙絲雙扣,綁扎牢固,綁死扭結不少于三圈。
鋼帶配合高強度托盤支護,蝶形墊片要求接頂嚴實,確保抗拔力達到設計要求。錨桿外露長度控制在螺母外10~40 mm。頂錨桿使用樹脂藥卷,頂錨桿每孔使用一根藥卷。安裝錨桿時,用錨桿體頂住送至孔底,開始邊攪拌邊勻速推進到孔底,攪拌時間為20~25 s,凝固后取下鉆機或錨頭,3 min后使用風動或加長力矩扳手緊固,1~2 h后必須對錨桿進行二次復擰。錨桿排間距誤差不超過±100 mm。錨桿支護必須由外向里逐排進行,支護時,應先支護巷道中部錨桿,后支護巷道兩邊錨桿,打一個眼完畢后,及時安裝一根錨桿。頂幫錨桿支護必須是先打頂錨桿后,再打幫錨桿,且幫錨桿緊跟工作面[2]。
打錨索使用MQT-120/2.5型錨桿鉆機,打眼前先送水后開鉆,嚴禁無水開鉆,推力要適當,嚴禁猛升造成鉆桿折斷。錨索眼深:使用4 m錨索時,眼深為3.8 m,每孔使用兩根藥卷,藥卷攪拌時間為20~25 s,嚴禁隨意截短藥卷或鋼絞線。錨索預緊力應在100 kN以上,單根設計錨固力不低于200 kN。錨索應盡量與巖層層面垂直布置,外露長度控制在鎖具外150~250 mm。
巷道頂板支護采用MQT-120/2.5型氣動錨桿鉆機鉆孔,使用Φ28 mm的羊角鉆頭、組合鉆桿。鉆孔深度、角度符合設計要求。即頂錨桿眼深1750mm,錨桿與頂板或巷道輪廓線夾角不得小于75°,錨索眼深3800 mm,錨索角度不得小于87°。錨索孔深偏差0~+200 mm,錨桿孔深偏差0~+50 mm,鉆孔直徑與樹脂藥卷直徑之差應為4~6 mm,鉆孔直徑與錨桿桿體直徑之差應為6~10 mm。
2.4.1 前伸側翻機載前探操作程序
掘進機完成截、割、裝煤作業后,應將截割頭放下。必須把掘進機開關置于“閉鎖”位置,使切割電機無法啟動。先檢查支護裝置各部位零部件及管路是否完好,再操作二位三通閥使液壓油切換到支護裝置的油路。把所用的鋼帶放在頂架上,使頂架上的磁鐵將其吸住。掘進機司機推動支護裝置的支撐缸和折疊缸液壓控制手柄,主架和頂架由折合狀態慢慢平穩打開,達到所需要的角度和位置時松開兩操作手柄,再推動主架的升降缸操作手柄使主架升起達巷道頂板高度,鋼帶被壓緊至頂板并達到一定的支撐力。然后就可以在掘進機機載臨時支護的保護下進行安全支護錨桿。
裝完錨桿后,先把主架下降到最底位置,再折合頂架,直到頂架壓到掘進機上為止。支護作業完成后,推動二位三通閥切換到掘進機掘進所需的油路,繼續進行掘進作業。
2.4.2 前伸側翻機載前探使用注意事項
在升降機載前探時機載前探下方禁止站人,當機載前探達到巷道頂板高度并且達到一定的支撐力時,在停止升降機載前探后,方可進行支護。在使用支護裝置時,絕對不能操作掘進機,否則會造成嚴重的人員傷亡事故[3]。如需操作,應提前收回支護裝置。
煤礦掘進支護技術是保障煤礦煤礦開采安全的關鍵,設計合理的煤礦巷道掘進支護并成功應用,是煤礦掘進支護工作順利進行的保障。
[1]孫臣良,馮春海,黎文焰.柔性掩護液壓支架采煤法在越南宏泰煤礦急傾斜中厚煤層的應用[J].內蒙古煤炭經濟,2016(7):139-140;142.
[2]劉泉聲,時凱,劉學偉.煤礦超千米深部全斷面巖石巷道掘進機的提出及關鍵巖石力學問題[J].煤炭學報,2012(12):2006-2013.
[3]張輝,劉少偉,鄭新旺.近距離煤層采空區下回采巷道位置優化與控制[J].河南理工大學學報,2010(2):157-161.