張大輝
(山西焦煤集團西山煤電屯蘭煤礦, 山西 太原 030052)
18407 工作面位于屯蘭礦南翼下組煤右翼,東側為梁莊村保護煤柱,北西側為18405 工作面,南東側與原平河保護煤柱相鄰,北東側與南翼下組煤軌道巷相接,西側為南四盤區邊界。18407 工作面主要回采8 號煤層,工作面上部與頂板平均距離75 m的2 號煤層中有已完成回采的12405 和12407 工作面。
18407 工作面水平高度+750 m,走向1 932.5m,傾向199 m。所采8 號煤層厚度變化較大,最大厚度3.1 m,最小厚度為1.7 m,平均厚度為2.74 m。煤層結構復雜,局部夾矸厚度約0.1~0.5 m。煤層頂底板情況如表1 所示。

表1 煤層頂底板情況表

圖1 工作面巷道布置
如圖1 所示,18407 工作面布置從南翼下組煤盤區大巷至西翼下組煤大巷保護煤柱線,工作面設計可采長1 315 m,工作面設計寬204 m。巷道主要設計由皮帶順槽、軌道順槽、切眼、底抽巷組成,18407 皮順復用18405 軌順,18407 底抽巷在工作面外側沿9 號煤布置,與8 號煤層平均間距16 m。皮帶順槽主要功能是為通風系統提供回風通道,并由皮帶輸送機進行原煤運輸;軌道順槽主要負責進風及其他設備等的物料運輸,底抽巷進行回風,上述三條巷道相互平行,巷道方位角231°18′。軌道順槽位于下山側,皮帶順槽、底抽巷位于下山側,兩巷間距25 m,軌順、皮順間距204 m。18407 底抽巷復用18405 底抽巷,全長1 970 m,工作面通風系統呈“Y”型。所有巷道的施工工程量如表2 所示。

表2 所有巷道施工工程量表
1)皮帶順槽斷面:18407 皮帶順槽為18405 工作面軌道順槽沿空留巷,巷道凈寬為4.2 m,凈高為3 m。考慮巷道內轉載機安裝、人員行走、支護空間要求等,所需巷道寬度計算為4.1 m,因此沿空留巷寬度滿足要求。另外,巷道內系列車和移動變電站等的最大高度為2.84 m,因此當前巷道的高度也滿足要求。需注意,如果18405 回采巷道變形后將原巷道拉底至原斷面。
2)軌道順槽斷面:軌道順槽寬度需考慮人員行走、充填泵列車寬度、系列車寬度、支護空間等因素,綜合計算可知所需最小寬度為4.8 m,最終取巷道凈寬5.0 m。軌道順槽高度需考慮平板車運輸液壓支架時的最低高度要求,計算可知為2.74 m,另考慮頂板下沉等因素,最終取巷道凈高為3.0 m。
3)切眼斷面:切眼斷面尺寸主要與液壓支架的運輸和安裝尺寸有關,支架安裝的對角線寬度約為5.8 m,另考慮安全間隙等,最終取斷面寬度為6.5 m。斷面高度主要考慮支架運輸,因此與軌道順槽高度相同,為3.0 m。
4)底抽巷斷面:底抽巷寬度尺寸主要考慮鉆機的工作長度及支護空間等,計算為4.1 m,實際取值4.2 m。巷道高度與錨桿機的最低高度相關,取值2.6 m。
根據工作面當前地質狀況及相鄰工作面支護經驗,18407 巷道支護采用錨桿錨索聯合支護方案。
3.2.1 錨桿長度
錨桿的支護原理是通過插入不同深度的巖層,在錨桿和不同巖層之間形成錨固力,增強其整體性,減小巷道變形[1-2]。
3.2.1 .1 頂錨桿長度L 頂的計算

式中:f 為圍巖普氏系數;B 為巷道斷面寬度;L1為巖層外錨桿長度。
計算可知,頂錨桿所需長度L頂=1.81 m,根據相鄰工作面支護經驗,最終選定18407 巷道頂錨桿長度為2.4 m。
3.2.1 .2 幫錨桿長度L 幫計算

式中:I'為無承載能力的煤巖厚度;Z 為幫錨桿插入可承載巖層的深度;L2為煤壁外的錨桿長度。
計算可知,幫錨桿所需長度L幫=1.65 m,根據實際支護要求,最終選定18407 巷道幫錨桿長度為1.8 m。
3.2.2 錨桿間距
研究表明,影響錨桿間排距D 選擇的因素包括巷道圍巖的破碎程度及圍巖普氏系數等,計算公式如下:

式中:K錨為錨固方式系數,對于全長錨固技術,取K錨=1.3;K護為護巖方式系數,當有托梁等輔助支撐時,取K護=1.1;I 為圍巖完整性系數,根據前期探結果,可取I=0.7;圍巖普氏系數f,頂板圍巖取f=6,煤幫取f=2[3-4]。
計算可知,頂錨桿和幫錨桿的理論最大間、排距分別為1.23 m、1.05 m,結合已有經驗,確定18407巷道頂錨桿和幫錨桿的間排距均為0.9 m。
3.2.3 錨索長度
從安全角度考慮,錨索參數選取應按照當頂板冒落時,全部巖石重量由錨索承擔來計算。為形成有效錨固作用,錨索應穿過松散圍巖錨固在穩定巖層中,因此錨索長度L索計算如下[5-6]:

式中:b 為頂板錨固層厚度;LC為錨索深入穩定巖層的深度;L3為錨索的外部長度。
計算可知,錨索所需長度為5.25 m,由此取錨索長度為5.3 m。
3.2.4 錨索間距
根據8 號煤頂板冒落觀測,頂板最大冒落高度為h冒=3 m,則潛在頂板冒落破壞區的自重載荷為:

式中:S落為潛在冒落區域面積,S落=b巷h冒/2,b巷取值為 5 m,則 S落=7.5 m2;D索為錨索打設間距;γ為巖層容重,取γ=2.6 t/m3。
計算可知,Q=19.5D索。假設單根錨索的斷裂載荷為50 t,安全系數為1.1,則Q=50 t/1.1,由此計算可知錨索安全間距D索=2.33 m。另外考慮沖擊載荷等影響,最終選擇錨索間距為1.8 m。
頂板支護中采用錨桿、錨索一排混合支護,在實際錨索布置中,因錨索預緊力與錨固力均大于錨桿,據錨桿、錨索支護理論可按眼位將錨索布置在錨桿孔內與錨桿對頂板形成整體支護。錨索(1.8 m)隔一排三根布置,可滿足支護要求。
3.3.1 巷道開口位置
巷道開口位置頂板破碎面積較大,圍巖穩定性差,因此應進行特殊支護,具體要求如下:
1)巷道開口前要提前加固,開口前后5 m 范圍內加強支護,頂錨桿、錨索排距縮小為800 mm,且所有失效錨桿應全部補打,并補打開口錨索加強支護;
2)當開口位置頂板破碎嚴重,一般加強支護不能滿足要求時,應加套11 號工字鋼鐵棚,棚距1.0 m;
3)應采用小循環作業,減小頂板壓力,循環進度為0.8 m。
3.3.2 交叉點巷道位置
與巷道開口位置相同,在工作面順槽的各交叉點,由于頂板狀態較差,因此應在前后5 m 范圍內將錨桿排距縮為800 mm,錨索按原支護排排打設。
3.3.3 遇地質構造時
1)當掘進期間遇斷層時,首先探明斷層走向、傾向及傾角,確定巷道坡度。當斷層落差小于2 m 時,若煤在下部,則排距縮小為0.9 m;若煤在上部,需托煤作業時,則排距縮小為0.8 m,采用錨索Φ21.6 mm×8 300 mm 錨桿三根兩根排排打設,視具體情況必要時加套工字鋼棚支護。通過斷層且頂板完好時,恢復原支護。當斷層落差大于2 m 時,應出具過斷層專項設計。
2)當掘進期間遇陷落柱時,首先探明陷落柱的大小,將排距縮小為0.8 m,采用錨索Φ21.6 mm×8 300 mm 排排打設。陷落柱前后5 m,架設11 號工字鋼棚,棚距1 m,盤幫勾頂接頂嚴密,工字鋼棚緊跟工作面架設。
首先,為保證錨桿安裝位置符合設計參數要求,應進行鉆點標記;然后使用MQT-120 型錨桿機進行鉆孔,必須保持動作平穩,以免擺動擴大孔徑。鉆孔成形后,將錨固藥劑和錨桿一起送到孔內,錨桿伸出0.3 m,然后持續攪動錨桿,約20 s 上下,并保持一定時間的壓力,然后再去掉攪拌工具。180 s 后,對錨桿螺母進行拉伸預緊,保證扭矩大于200 N·m,且擰緊力大于105 kN。
采用ZMS—35 型風煤鉆或者7655 鑿巖機配合,打好眼后,用ZMS—35 型風煤鉆攪注。左旋螺紋鋼錨桿使用連接頭配合桿體進行安裝,托盤要與巖面密貼,不得點接觸或線接觸。使用專用工具對端部的螺母進行預緊,檢查保證扭矩等于200 N·m,且擰緊力大于105 kN。
利用MQT-120 型鉆孔機配合Φ32 mm 鉆頭鉆孔,孔成形后將藥劑推至孔深部,插入錨索,并與安裝工具連接。安裝錨索10 min 后,開始上托盤和鎖具,應檢查保證擰緊力大于200 kN。然后用拉伸機進行加載,需使拉伸壓力值大于30 MPa。錨索外端安裝防護套,防止造成人員意外損傷。
第一步是聯網,該工序完成后檢查支護裝置各部位零件及管路是否完好。然后將聯好的金屬網放在頂架上,開始鋪網,應使金屬網緊貼圍巖。