淺析半煤巖巷道支護施工工藝控制

姬 東

(陜西陜煤韓城礦業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，但其圍巖穩定性較差且大多數采區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，還要根據巷道服務年限長短、地壓大小及穩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，易捻搓成毫米級碎粒或煤粉，硬度在0.2～0.36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#上煤沉積不穩定(層厚0.1～0.4 m)，根據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

采用吊環式前探梁配合液壓單體進行臨時支護(泵站系統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對復合頂與老頂穩定頂板間的離層、位移，提高其穩定性，避免發生斷裂。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，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測，一旦發現問題，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，從而會形成塑性區和破碎區，進而會以極小的強度參與到穩定圍巖過程。在具體作業過程中，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、塑性區的煤層，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，砂巖取4；K—安全系數，一般取K=2；L1—錨桿錨入穩定巖層的深度，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，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—錨索錨入到較穩定巖層的錨固長度，1.575 m；Lb—需要懸掛的不穩定巖層厚度，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，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，在永久支護下聯網安裝吊環，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。