復采煤層架棚掘進工作面臨時支護技術的研究

劉立東

（霍州煤電集團晉南煤業有限公司， 山西 運城 043300）

引言

隨著我國煤炭資源的不斷開采利用，越來越多的優質整裝煤炭資源日益減少。20 世紀80 年代、90年代受我國經濟發展原因，鄉鎮和個體煤礦造成許多煤田的優質煤炭被以小煤窯巷采、房式等方式進行了破壞性開采，煤炭資源回收率只有10%～30%。隨著我國煤炭開采技術發展水平的提高，利用各種技術將原有小煤窯破壞殘煤能夠再次復采并安全回收，實現資源利用最大化。復采與正規開采相比，影響因素多，技術難度大，在開采工藝、圍巖控制、頂板管理、小窯水害防治、有害氣體管控等方面都有很大不同，更為重要的是開采條件差、安全保障程度低。為了做到回采的安全順利，首先應做到在復采煤層中巷道掘進工作的安全可靠。因此，復采煤層掘進工作是整個復采技術的關鍵之一。

1 復采煤層破壞現狀調查

河東鄉寧礦區煤炭開采歷史悠久，據記載民國三年（1914 年）就有小煤窯開采，當時煤炭資源管理混亂，亂采亂挖現象嚴重，中華人民共和國成立后，加強了對國有煤炭資源的管理，但鄉鎮和個體煤礦仍采用落后的房式、巷式采煤法，2 號煤層沒有進行過長壁式和大面積的正規采煤，煤炭資源回收率只有10%～30%。煤田內還遺留有大量的殘煤，為使剩余殘煤能夠再次安全回收復采，實現資源利用最大化，通過這幾年的摸索實踐、統計、調查、交流，對復采煤層的破壞情況有了比較深入的了解，同時也摸索出了一整套開采技術工藝。

在復采煤層中，受原小煤窯不規則開采影響，某礦井2 號煤層掘進工作面平均每100 m 揭露4～6處小窯破壞區，平均每100 m 受破壞區影響長度達50～70 m。該礦2 號煤層原有厚度為6.0 m，受小窯破壞后，煤層頂板整體下沉，現煤層厚度平均為3.5 m，煤質松軟。掘進過程中經常受頂板破碎、小窯破壞區等影響，造成掘進工作面迎頭出現冒頂、漏頂現象，平均冒落高度在1～10 m，處理冒落區支護就成了礦井復采煤層開采的最大不安全因素，復采煤層掘進工作面合理支護形式選擇和掘進臨時支護方式關鍵技術的應用及突破就成為了一項關建技術。

2 復采煤層中掘進工作面常用支護技術方式選擇

2.1 錨桿錨索支護技術

在復采煤層中，利用錨桿錨索聯合支護方式進行施工，錨桿采用高強螺紋鋼錨桿，長度為2.0 m，直徑為20 mm，錨桿間排距為0.8 m、0.8 m，錨索直徑為17.8 mm、長度為9.3 m，采用“2×2”布置間排距為2.0 m、1.6 m，全斷面鋪設金屬網。此種方法施工，由于原小窯破壞巷道煤層受頂板壓力作用，煤層整體變得松軟及部分風化，巷道兩幫支護錨桿錨固強度達不到設計要求，巷道兩幫成型無法得到滿足。巷道頂板支護在遇采空破壞區時，受頂板冒落影響，錨桿錨索需施工在實頂上，經常出現人員在冒頂區下方作業和巷道超高現象，使得人員安全不能得到有效保障，巷道單進水平低，掘進出矸量大，同時巷道維護難度增大，故在復采煤層中不建議應用此方法。

2.2 U 型棚支護關鍵技術

為了滿足回采需要，做到安全掘進，提高巷道掘進單進水平，采用U 型棚架棚支護方式，沿煤層底板掘進，采用29U 型鋼加工，棚距為0.8 m，木板梁盤幫構頂，全斷面鋪設單層金屬網，巷道凈寬4.2 m、凈高3.0 m。可伸縮支架搭接長度為500 mm，即棚梁與棚腿搭接長度為500 mm，并且在棚腿500 mm 處焊制擋板，阻止棚梁下滑和便于架棚時棚梁安裝。卡纜螺栓預緊力不低于180 N·m。金屬棚采用連體卡纜固定。掘進期間，嚴格執行短掘短支，掘進一架，支護一架。工作面循環進度為0.8 m，最大空頂距1.0 m，最小空頂距0.2 m。此方法保證了巷道施工的質量，提高了掘進單進水平，掘進出矸量明顯減少，巷道頂、幫管理相對容易。針對煤層破壞程度不同，配合合理的臨時支護方式，做到了頂板安全管控，實現了復采煤層掘進的安全可靠。

3 復采煤層中掘進工作面架棚巷道臨時支護關鍵技術研究

3.1 超前注漿配合輕型單體支柱臨時支護關鍵技術

當空巷、采空破壞區頂板破碎，周圍煤巖體空洞空間小，割煤期間垮落但巖石塊度較小（20 cm 以下），采用超前注漿法為主，配合輕型單體支柱方式對破碎頂板超前加固臨時支護，確保在破碎帶下掘進的施工安全。

在掘進中揭露老空巷或采空區，導致巷道頂板冒落，冒落體積較大且壓實時，采用礦用新型化學加固材料對頂部空巷及破碎頂板進行注漿充填加固。

3.1.1 注漿參數

1）注漿鉆孔深度4～6 m，直徑為42 mm；

2）注漿管的規格：選用1 m 拼接空心麻花鉆桿作注漿管；

3）注漿壓力：0.1～2 MPa。

注入漿液在地層裂隙內形成一個基本的封閉注漿帷幕。

3.1.2 注漿加固施工方法

施工順序為安全檢查→施工鉆孔→注漿→掘進→單體支柱→架棚支護。

3.1.3 過密實采空區注漿加固設計

掘進工作面揭露采空區為小塊破碎矸石堆積而成，矸石間隙小于10 mm、較松散，如圖1 所示采空揭露情況，可采用注漿加固頂板。

圖1 破碎壓實采空區及注漿鉆孔布置圖（單位：mm）

在掘進工作面迎頭正中距底板2.5 m 處施工1號注漿孔，1 號孔與巷道同一方位并向上偏移45°，孔深3～4 m；兩側距正中1.5 m 距底板2 m 處各施工一個注漿孔（2 號、3 號），孔向巷幫偏移15°，并向上偏移45°，孔深3～4 m，具體根據現場情況確定，注漿孔與巷道掘進方向一致并向上45°施工。

3.1.4 遇冒落有裂隙時注漿加固設計

掘進工作面揭露采空區為較大塊矸石堆積而成，矸石間隙10～100 mm，矸石間相互咬合，如圖2所示采空揭露情況。

圖2 采空區為大塊矸石有裂隙注漿加固圖

棚梁上部漿液在棚梁上部破碎圍巖中能有效擴散不向棚梁下漏時沿棚梁輪廓線施工加固孔，施工5 個孔，孔深2～2.5 m，水平方向傾角-20°～20°，豎直方向傾角45°～65°，單孔注漿量20 桶左右，對迎頭棚梁前方2 m 左右、上方1.5 m 左右頂板進行加固。

3.2 履帶式自移式臨時支護操作臺車臨時支護關鍵技術

履帶自移式臨時支護操作臺車包括支護機構、操縱系統、車架總成和行走機構，車架總成為錐形框體結構，框體內部設有米字形支撐梁，車架總成的前端和后端分別設有將臺車撐起的支腳，車架總成的上部設有四個支護機構和操縱系統，四個支護機構呈口字形布置在車架總成的上部，支護機構包括套筒、續接立柱和夾板，套筒套設在可伸縮的續接立柱的外部，續接立柱的底部固設在車架總成上，續接立柱的頂部設有將枕木加緊的夾板，夾板呈U 形，夾板的底部設有棘輪，通過轉動棘輪實現夾板的一個側板向另一個側板單向運動。其外部尺寸為長1.5 m、寬0.9 m。具有結構緊湊，全液壓控制，操作方便靈活，履帶行走，機動性好，省時、省力的優點，解決了高冒區臨時支護難題。履帶自移式臨時支護操作臺車，如下頁圖3 所示。

圖3 履帶自移式臨時支護操作臺車

當原空巷、采空破壞區直接頂已垮落充填，但基本頂完整且無離層現象，巷道掘進前方形成大面積空洞，為使人員在架棚及構頂過程中不進入前方空洞范圍內作業，同時使前方架棚范圍內頂板得以支護到位，自主研發了一臺履帶式自移式臨時支護操作臺車代替人工進行木垛支設，就是將棚梁上方的“井”字型木垛由人工的由下而上逐層鋪設，改為機械式由上而下的逐層鋪設，木垛反向施工法。人員只需站立在永久支護下方進行作業，臨時支護操作臺車四根支柱兩兩交替作業，直致木垛接頂嚴實，人員再在下方進行架棚作業，從而保證高冒區下的作業安全。此種臨時支護方法，在高冒區下可實現快速支護，同時設備能夠實現自移，使用時人員遠程操作進入工作面迎頭處，架棚作業完成后將設備移動至綜掘機后方，不影響工作面空間。在操作時以木垛反向施工法，取代人工進入空頂下作業，減少頂板不安全因素，做到復采煤層高冒區掘進工作面本質安全。目前自主研發的履帶自移式臨時支護操作臺車已獲得國家實用新型專利（專利號為：ZL201920310013.7），同時審報了國家發明創造專利，目前正在審核過程中。履帶自移式臨時支護操作臺車支護效果，如圖4 所示。

圖4 履帶自移式臨時支護操作臺車支護效果圖

3.3 前穿板梁臨時支護關鍵技術

復采煤層頂板正常情況下，架棚巷道采用前穿板梁支設臨時支護，在掘進割完煤后采用長度大于棚距2 倍的木板梁，板梁的規格為長2.0 m、寬0.15 m、厚0.08 m。將兩塊木板梁直接沿頂板和巷道掘進方向一致，一端伸入上一架棚梁上，一端跳住前方空頂的方式，使作業范圍內頂板懸露面積減小，從而保證人員在架棚過程中的安全。

3.4 施工鋼釬臨時支護關鍵技術

架棚巷道掘進工作面揭露的破壞帶若已垮落充填但巖石塊度較大（20 cm 以上），采用施工鋼釬的方法預控頂板。鋼釬采用長度為2.5 m 的中空六角風鉆桿進行施工，將鋼釬采用機械形式，在迎頭第一架U 型棚梁上方以30°向上施工，鋼釬在棚梁下方外露20 cm，打入前方未掘巷道不小于2.0 m，鋼釬間距20～40 cm，平均每架棚梁上方施工15～20 根，鋼釬施工完成后，再向前掘進，在下一架棚范圍內形成鋼釬臨時控頂的方式（一端在棚梁上方，另一端在未掘進破壞圍巖中受力），每支設一架棚為一個循環，保證了人員在下方的施工安全。同時，在巷道掘進約30 m 后，可將架棚巷道后部已施工鋼釬進行回收重復利用。經統計，鋼釬重復利用率可達到70%以上。

4 結論

在復采煤層掘進過程中，選用U 型棚支護方式，摸索研究總結出了針對不同頂板破壞程度上架棚方式下的巷道臨時支護技術：采用超前注漿配合輕型單體支柱臨時支護關鍵技術、履帶式自移式臨時支護操作臺車臨時支護關鍵技術、前穿板梁臨時支護關鍵技術、施工鋼釬臨時支護關鍵技術來應對復采煤層小窯破壞后的頂板支護管理，實現了掘進工作面的本質安全。