放頂煤工作面開切眼掘進工藝及圍巖控制技術

雷明

（晉能控股集團山西科學技術研究院雙創中心 山西 大同 037100）

0 前言

近年來，國內優勢煤炭企業產能不斷釋放，越來越多厚煤層、特厚煤層工作面采用放頂煤回采技術，同時引進綜采設備向大型化發展，造成開切眼跨度逐步增大，對切眼掘進與支護都提出更高要求[1]。不同開切眼的掘進方式對巷道圍巖擾動破壞形式不盡相同，從而對支護方式也產生較大影響[2]。因此，筆者基于整個工作面開拓實際條件，加強研究開切眼掘進方式及有效合理的支護方式，為礦井銜接提供保障，以期為類似條件礦井提供參考依據。

1 工程概況

晉能控股煤業集團某礦工作面煤層賦存穩定,煤層厚度平均6.86 m,純煤厚度6.10 m。結構復雜、含2層夾矸,以泥巖為主。煤層傾角平均2°,屬近水平煤層。煤巖類型半暗型,煤種為氣煤。煤層直接頂為炭質泥巖，平均厚度1.4 m，老頂為高嶺泥巖，平均厚度3.1 m，直接底為砂質泥巖，平均厚度3.76 m，老底為粗砂巖，平均厚度7.24 m。在充分考慮到采煤配套機組的尺寸后，設計切眼掘寬9 m，掘高3.6 m。切眼布置及尺寸見圖1。

圖1 切眼布置圖

2 開切眼掘進工藝

不同的開切眼掘進方式對圍巖產生不同程度的擾動，掘進及支護方式的合理選擇可減小大跨度巷道對圍巖的擾動破壞，從而使其保持穩定。當開切眼跨度保持不變時，通過選擇合理掘進方式減小掘進對圍巖的擾動破壞，進而提高開切眼圍巖的整體承載能力[3-4]。目前開掘切眼有一次成巷與斷面分區二次成巷兩種掘進方式，掘進皮帶巷和材料巷（尺寸5.4 m×3.6 m）采用EBZ220 型掘進機沿煤層底板進行施工。如果采用一次切眼成巷（尺寸9 m×3.6 m）施工工藝，需將掘進機與皮帶撤出2 800 m的皮帶巷，再運送新型機組，鋪設新皮帶，同時必須保證新型機組在5.4 m×3.6 m 尺寸之內，施工工期至少增加45 天，極大影響工作面準備工期，對煤礦采掘銜接制造困難，因此采用EBZ220型掘進機分區二次掘進是最有效的掘進方式。

2.1 施工方法

采用EBZ220 型掘進機沿煤層底板進行施工，通過見底控頂的切割方式分二次成巷，頂板支護采用使用液壓錨桿鉆機和氣動錨桿鉆機完成支護工序；護幫支護使用手持式風動鉆機施工。每向前掘進（擴幫）一個支護間距（0.9 m）時，停止掘進，由外向里進行永久支護，支護完成后再繼續向前截割，進入下一循環。

2.2 巷道開口施工方法

開切眼從皮帶巷工作面側幫先擴幫施工，按擴長7.4 m（含頭過渡支架壁龕寬2 m）×高3.6 m，每擴寬0.9 m 及時支護頂幫，按此循環擴幫至掘進機轉正到切眼巷，開口第一排先支護工字鋼梁，然后按支護設計施工。開口擴幫超寬處加強錨索支護，超寬0.8 m增加支護1根錨索，超寬1.6 m增加支護2根錨索。

2.3 巷道施工順序

先施工絞車窩，待絞車窩永久支護完工后，開切眼施工。切眼從右側幫（古塘側）掘5.4 m寬，施工到位置撤出皮帶，退出機組，再擴左側幫（采煤側）3.6 m寬，達到斷面寬9 m。在進行擴幫前，必須在5.4 m寬的斷面內，將古塘側與頂板的永久支護、擴幫側的玻璃鋼錨桿支護隨著掘進循環進度支護完畢。同時在擴寬前，將兩排單體液壓支柱支護完畢。

2.4 絞車窩、壁龕及擴幫的施工

絞車窩沿皮帶巷向前施工長5 m，施工規格（寬5.4 m，高3.6 m）和支護同皮帶巷一致，左幫玻璃鋼錨桿更換與右幫規格一致的高強度金屬錨桿。頭、尾過渡支架壁龕隨掘進切眼右側一起施工，長8 m，寬2 m，高3.6 m；機組滾筒壁龕隨擴幫切眼左側擴幫，長5 m，寬1.5 m，高3.6 m，壁龕三面均采用玻璃鋼錨桿支護，壁龕頂部采用左旋無縱肋螺紋鋼錨桿支護，每個壁龕搭配兩根單體柱加1.2 mπ型梁的臨時支護。

3 切眼支護方案

錨桿：頂錨桿為?20×2 400 mm 左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用鋼帶、碟形墊（110×110×10 mm）、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；右幫采用?18×2 000 mm 左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用W 型鋼帶護板（450×220×4 mm）、碟形墊（110×110×10 mm）、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；左幫采用?20×2 000 mm 玻璃鋼錨桿。機組滾筒壁龕兩幫錨桿均采用?20×2 000 mm 玻璃鋼錨桿；頭、尾過渡支架壁龕和絞車窩兩幫均采用?18×2 000 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿。

錨索：采用?21.8×8 000 mm鋼絞線，鋼帶上錨索配套250×250×16 mm鋼托板、KM22型錨具，11#礦用工字鋼上錨索配KM22 型錨具。吊裝錨索采用?21.8×5 000 mm鋼絞線配250×250×16 mm鋼托板。

金屬網：頂和幫金屬網采用?4 mm 鉛絲，網孔規格為100×100 mm，頂金屬網長×寬=8 m×1.2 m，右幫金屬網長×寬=3 m×4 m；左幫采用塑料網。

W 型鋼帶：規格為BHW—280—3.0，掘寬5.4 m 采用5.1 m 長（7 個孔，孔距800 mm），擴幫3.6 m 采用3.5 m 長（5 個孔，孔距800 mm），掘寬7.4 m（含頭、尾過度支架壁龕）采用7.25 m長（9個孔，孔距800 mm，靠右幫邊1 個孔距550 mm）。規格為BHW—220—4.0，機組滾筒壁龕采用450 mm長。

11#礦用工字鋼：掘寬5.4 m采用4 m長（3個孔，孔距1 600 mm），擴幫3.6 m 采用 3.7 m 長（3 個孔，孔距1 600 mm、1 300 mm），掘寬7.4 m（含頭、尾過度支架壁龕）采用5.6 m長（4個孔，孔距1 600 mm）。

錨固劑：選用MSZ2360、MSK2360 型樹脂藥卷，頂錨桿安裝1 支MSK2360 藥卷，幫錨桿安裝1 支MSZ2360 藥卷，均錨固長度600 mm；每根錨索裝2 支藥卷（MSZ2360、MSK2360 型藥卷各1 支），錨固長度1 200 mm。

單體液壓支柱：采用DW-45型配L=1 200 mm的π型梁。過渡壁龕與切眼支護布置見圖2、圖5。

圖2 過渡壁龕支護斷面圖

圖3 切眼支護斷面圖

4 礦壓觀測結果及分析

4.1 礦壓觀測

根據開切眼試驗段長度，工作面切眼每50 m安裝一臺頂板離層監測儀，儀器型號為KGE30B，將頂板離層儀深基點錨頭應固定在鉆孔深部7.7 m～7.8 m 處，淺基點固定在鉆孔2.3 m～2.4 m處。通過頂板離層監測儀，監測錨桿錨固范圍內和錨桿錨固范圍外的頂板離層情況。同時設計4 個表面位移觀測，按照切眼長度均勻布置，監測方法為十字布點法。

4.2 礦壓觀測結果分析

（1）通過對設置在工作面切眼4 個測站兩個月的巷道表面位移觀測，兩幫最大移近量為42 mm，頂板最大下沉量為78 mm，開切眼圍巖整體變形量很小，沒有發生頂板巖體冒落和煤璧片幫等圍巖失穩現象。

（2）開切眼在開挖初期頂板和巷幫變形速度較快，且變形量大，后變形速度逐漸變小并趨于零，其中兩幫變形量在兩周左右達到穩定，頂板下沉經過兩到三周逐步趨于穩定。

（3）4個測站的離層監測結果表明，巷道深部基點的最大離層值為8 mm，頂板處于穩定狀態。

5 結語

（1）綜放工作面開切眼圍巖變形主要表現在頂板下沉，且切眼中部頂板變形較大，巷幫相對變形較小。

（2）開切眼施工采用斷面分區二次成巷的施工方式，且擴幫跨度小于導硐(或已施工)跨度，該施工方式對切眼圍巖的擾動破壞程度較小。

（3）以“強力錨桿錨索、金屬網、W 鋼帶配合單體液壓支柱”為核心的主動支護方案能夠控制切眼大范圍變形破壞。