巨厚煤層巷道沿底掘進工作面過構造支護技術

孟相龍，楊寶智，李瑞鑫

(1.內蒙古蒙泰不連溝煤業有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 010303； 2.華電煤業集團有限公司，北京 100035)

巨厚煤層巷道沿底掘進工作面過構造支護技術

孟相龍1，楊寶智2，李瑞鑫2

(1.內蒙古蒙泰不連溝煤業有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 010303； 2.華電煤業集團有限公司，北京 100035)

不連溝煤礦淺埋深巨厚煤層且層理發育，遇到構造時頂板及兩幫破碎嚴重，圍巖難以控制。通過采用W型鋼帶改變圍巖表面受力分布，縮小錨索間距，提高圍巖支護剛度，有效控制了圍巖，順利通過構造區。

特厚煤層；過構造；支護技術

1 工作面概況

不連溝煤礦位于內蒙古鄂爾多斯市準格爾旗境內，該礦F6207工作面位于二盤區，東連6煤回風大巷，北接F6206工作面(正在回采)，西部為井田邊界，南側為F6301工作面,該掘進區域周圍無采空區。該工作面地表標高+1 190～1 286 m，相對高差為96 m，對應地形西高東低。F6207工作面設計走向長度為2 687.7 m，開切眼傾向長度為240.3 m。此次施工的是F6207工作面膠運順槽。

該工作面東高西低，煤層埋深261～358 m，煤層厚15.60～21.85 m，平均厚18.725 m，煤層傾角-8°～8°，工作面煤層賦存較穩定，煤層結構復雜,含夾矸8～9層，多集中在煤層的中、下部。偽頂：灰黑色炭質泥巖,賦存不穩定，呈薄層狀結構。直接頂：由中砂巖組成，厚3.80～17.75 m。老頂：由粗砂巖組成，厚10.22～28.40 m。直接底：由泥巖組成，厚3.95～6.35 m。老底：由砂巖組成，厚3.53～11.15 m。煤層結構較為簡單。

2 巷道施工工藝及支護參數

2.1 掘進工藝

巷道掘進采用EBZ-200S型縱軸懸臂式掘進機沿底掘進，后部跟二運皮帶將煤轉載至搭接膠帶機(DSJ-1000)進行出煤的施工方法；選用MQT-130/2.8氣動錨桿機施工頂板錨桿及錨索，ZQ-45手持式風鉆施工幫部錨桿；循環進尺3 000 mm，最大空頂距為4 300 mm，最小空頂距為1 300 mm。遇地質構造時應縮小掘進循環，短掘快支，采取加強支護或其他措施保證巷道支護可靠安全。

2.2 正常掘進支護參數

F6207工作面運輸順槽巷道采用錨、網、索聯合支護形式，全斷面共布置錨桿14根，其中頂板布置6根?18 mm×2 400 mm的左旋螺紋鋼錨桿，鋼筋網、H型鋼梁配合頂錨桿支護頂板，頂錨桿間排距均為1 000 mm×1 000 mm。錨索采用?17.8 mm的預應力鋼絞線，錨索長度為8 m，外露長度為150～250 mm，每3排錨桿布置1排錨索，錨索三、二交替布置于頂錨桿排中間，如圖1所示。

圖1 F6207運輸順槽頂板支護示意

兩幫各布置4根錨桿，其中正幫底部第1根錨桿采用?20 mm×2 400 mm的玻璃鋼錨桿，其余均采用?18 mm×2 000 mm的右旋螺紋鋼錨桿；菱形金屬網配合幫部錨桿支護巷道兩幫，幫錨桿間排距均為1 000 mm×1 000 mm，幫部錨桿三花布置，巷道底部錨桿距巷道底板距離大于500 mm時需及時補打幫錨桿，如圖2所示。

巷道頂板H型鋼梁采用?14 mm圓鋼加工，長度為5 106 mm；鋼筋網鋼筋直徑為6.5 mm，網孔規格100 mm×100 mm；錨桿碟形鐵托盤尺寸為150 mm×150 mm×10 mm；每根錨索采用1支CK2350和2支Z2350樹脂錨固劑錨固；錨索采用配套的專用鎖具，錨索托盤采用300 mm×300 mm×14 mm的高強鋼托盤，錨索預緊力不小于120 kN；幫部采用菱形鐵絲網護幫，菱形鐵絲網采用#8鐵絲制作，網孔規格為45 mm×45 mm。

圖2 F6207運輸順槽支護斷面示意

3 地質構造揭露情況

F6207工作面運輸順槽掘進至323 m位置，巷道迎頭中間揭露兩條“V”字型斷層，巷道掘進至330 m位置時，左幫斷層為EN-WS走向，傾角為55°，落差0.95 m(左幫同時伴有落差0.2 m正斷層與之相交，影響幫部穩定)，右幫斷層為ES-WN走向，傾角為55°，落差1.4 m。受斷層影響，附近巷道頂、幫煤質松軟，頂板出現離層，巷道頂板壓力明顯增大，煤炮聲頻繁，底板出現滲水，給正常掘進帶來很大的困難。

4 過構造支護方案

根據現場圍巖情況，首先在進入頂板穩定區10 m前嚴格執行短掘快支，縮小循環進度至1 000 mm，同時加強頂板支護，補強支護效果不佳時可采取架棚支護。

(1)頂板支護(如圖3所示)。錨桿支護繼續采用?18 mm×2 400 mm的左旋螺紋鋼錨桿配合鋼筋網、H型鋼梁支護頂板，桿間排距為1 000 mm×1 000 mm，并采用?17.8 mm×8 000 mm的預應力鋼絞線配合W型鋼帶補強支護，錨索間排距為1 500 mm×2 000 mm。

(2)幫部支護。兩幫各布置4根錨桿，其中正幫底部第1根錨桿采用?20 mm×2 400 mm的玻璃鋼錨桿，其余均采用?18 mm×2 000 mm的右旋螺紋鋼錨桿配合鋼筋梯子梁、金屬菱形網支護，幫錨桿間排距均為1 000 mm×1 000 mm，巷道底部錨桿距巷道底板距離大于500 mm時需及時補打幫錨桿。

圖3 過構造頂板補強支護示意

圖4 過構造頂板補強支護架棚示意

(3)架棚支護(如圖4所示)。如果頂板破碎嚴重，頂板下沉顯著或大面積冒落，采取上述兩種支護方式都無法控制住頂板時，根據現場情況向頂板破碎區注高分子材料(固幫特加固材料為CM-15，配比為1∶1)進行注漿加固，然后結合頂板情況打設鋼釬，鋼釬與水平面夾角至少為+15°(鋼釬?30～55mm，長3000mm或6000mm)。如頂板破碎區使用鋼釬無法起到支護作用，采取穿梁加打木垛等方法進行支護。穿梁時無支點，可先打設錨吊梁進行橫擔，而后進行穿梁，錨吊梁根據現場操作情況可選用長度有4000，4700，5100mm。采取架U29型鋼棚加強支護，U29型鋼棚要與巷道尺寸相匹配(棚腿長3700mm，頂梁長5100mm)，棚距暫定為800mm，兩架棚梁之間使用連接桿連接(棚距拉桿可選用長度有600，800，1000mm)，確保棚梁不會因頂板壓力增大而歪斜。結合工作面地質條件，及時調整棚距，確保安全，棚子必須按巷道中線架設。架棚完畢后及時安裝頂板離層儀，監測頂板離層量，每天觀測頂板變化情況，并做好記錄及匯報工作。

5 巷道變形監測

掘進過程中對310～350 m段進行巷道變形監測，巷道變形監測采用十字布點法，間隔5 m布置1組測點，每天對巷道頂底板相對移近量及兩幫相對移近量進行監測，持續監測30 d后圍巖相對穩定，監測間隔調整為每周1次。兩幫最大相對移進量為126 mm，頂底板最大相對移近量為88 mm。

6 結束語

針對不連溝煤礦頂板層理較發育且構造帶頂板較破碎的情況，縮小循環進度，及時支護頂板。采用W型鋼帶提高護表效果，同時縮小錨索間排距，提高支護剛度，有效控制頂板穩定性。采取上述支護技術后，構造區頂底板最大相對移近量僅為88 mm，兩幫最大相對移近量僅為126 mm，構造區頂板及兩幫均得到有效控制，順利通過構造區，為后續過構造積累了寶貴的經驗。

在不連溝煤礦西翼工作面掘進期間，采取上述方案相繼安全并順利通過F6206工作面運輸順槽238 m位置、415 m位置斷層構造，且在掘進、回采過程中未出現嚴重變形、冒落、垮塌現象。

(本文責編：劉芳)

孟相龍(1987—)，男，內蒙古赤峰人，助理工程師，從事煤礦采煤、掘進技術指導工作(E-mail:471995719@qq.com)。

TD 353

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1674-1951(2017)11-0052-02

2017-09-11；

2017-10-18