巨厚煤层巷道沿底掘进工作面过构造支护技术

孟相龙，杨宝智，李瑞鑫

(1.内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司，内蒙古 鄂尔多斯 010303； 2.华电煤业集团有限公司，北京 100035)

巨厚煤层巷道沿底掘进工作面过构造支护技术

孟相龙1，杨宝智2，李瑞鑫2

(1.内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司，内蒙古 鄂尔多斯 010303； 2.华电煤业集团有限公司，北京 100035)

不连沟煤矿浅埋深巨厚煤层且层理发育，遇到构造时顶板及两帮破碎严重，围岩难以控制。通过采用W型钢带改变围岩表面受力分布，缩小锚索间距，提高围岩支护刚度，有效控制了围岩，顺利通过构造区。

特厚煤层；过构造；支护技术

1 工作面概况

不连沟煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市准格尔旗境内，该矿F6207工作面位于二盘区，东连6煤回风大巷，北接F6206工作面(正在回采)，西部为井田边界，南侧为F6301工作面,该掘进区域周围无采空区。该工作面地表标高+1 190～1 286 m，相对高差为96 m，对应地形西高东低。F6207工作面设计走向长度为2 687.7 m，开切眼倾向长度为240.3 m。此次施工的是F6207工作面胶运顺槽。

该工作面东高西低，煤层埋深261～358 m，煤层厚15.60～21.85 m，平均厚18.725 m，煤层倾角-8°～8°，工作面煤层赋存较稳定，煤层结构复杂,含夹矸8～9层，多集中在煤层的中、下部。伪顶：灰黑色炭质泥岩,赋存不稳定，呈薄层状结构。直接顶：由中砂岩组成，厚3.80～17.75 m。老顶：由粗砂岩组成，厚10.22～28.40 m。直接底：由泥岩组成，厚3.95～6.35 m。老底：由砂岩组成，厚3.53～11.15 m。煤层结构较为简单。

2 巷道施工工艺及支护参数

2.1 掘进工艺

巷道掘进采用EBZ-200S型纵轴悬臂式掘进机沿底掘进，后部跟二运皮带将煤转载至搭接胶带机(DSJ-1000)进行出煤的施工方法；选用MQT-130/2.8气动锚杆机施工顶板锚杆及锚索，ZQ-45手持式风钻施工帮部锚杆；循环进尺3 000 mm，最大空顶距为4 300 mm，最小空顶距为1 300 mm。遇地质构造时应缩小掘进循环，短掘快支，采取加强支护或其他措施保证巷道支护可靠安全。

2.2 正常掘进支护参数

F6207工作面运输顺槽巷道采用锚、网、索联合支护形式，全断面共布置锚杆14根，其中顶板布置6根ø18 mm×2 400 mm的左旋螺纹钢锚杆，钢筋网、H型钢梁配合顶锚杆支护顶板，顶锚杆间排距均为1 000 mm×1 000 mm。锚索采用ø17.8 mm的预应力钢绞线，锚索长度为8 m，外露长度为150～250 mm，每3排锚杆布置1排锚索，锚索三、二交替布置于顶锚杆排中间，如图1所示。

图1 F6207运输顺槽顶板支护示意

两帮各布置4根锚杆，其中正帮底部第1根锚杆采用ø20 mm×2 400 mm的玻璃钢锚杆，其余均采用ø18 mm×2 000 mm的右旋螺纹钢锚杆；菱形金属网配合帮部锚杆支护巷道两帮，帮锚杆间排距均为1 000 mm×1 000 mm，帮部锚杆三花布置，巷道底部锚杆距巷道底板距离大于500 mm时需及时补打帮锚杆，如图2所示。

巷道顶板H型钢梁采用ø14 mm圆钢加工，长度为5 106 mm；钢筋网钢筋直径为6.5 mm，网孔规格100 mm×100 mm；锚杆碟形铁托盘尺寸为150 mm×150 mm×10 mm；每根锚索采用1支CK2350和2支Z2350树脂锚固剂锚固；锚索采用配套的专用锁具，锚索托盘采用300 mm×300 mm×14 mm的高强钢托盘，锚索预紧力不小于120 kN；帮部采用菱形铁丝网护帮，菱形铁丝网采用#8铁丝制作，网孔规格为45 mm×45 mm。

图2 F6207运输顺槽支护断面示意

3 地质构造揭露情况

F6207工作面运输顺槽掘进至323 m位置，巷道迎头中间揭露两条“V”字型断层，巷道掘进至330 m位置时，左帮断层为EN-WS走向，倾角为55°，落差0.95 m(左帮同时伴有落差0.2 m正断层与之相交，影响帮部稳定)，右帮断层为ES-WN走向，倾角为55°，落差1.4 m。受断层影响，附近巷道顶、帮煤质松软，顶板出现离层，巷道顶板压力明显增大，煤炮声频繁，底板出现渗水，给正常掘进带来很大的困难。

4 过构造支护方案

根据现场围岩情况，首先在进入顶板稳定区10 m前严格执行短掘快支，缩小循环进度至1 000 mm，同时加强顶板支护，补强支护效果不佳时可采取架棚支护。

(1)顶板支护(如图3所示)。锚杆支护继续采用ø18 mm×2 400 mm的左旋螺纹钢锚杆配合钢筋网、H型钢梁支护顶板，杆间排距为1 000 mm×1 000 mm，并采用ø17.8 mm×8 000 mm的预应力钢绞线配合W型钢带补强支护，锚索间排距为1 500 mm×2 000 mm。

(2)帮部支护。两帮各布置4根锚杆，其中正帮底部第1根锚杆采用ø20 mm×2 400 mm的玻璃钢锚杆，其余均采用ø18 mm×2 000 mm的右旋螺纹钢锚杆配合钢筋梯子梁、金属菱形网支护，帮锚杆间排距均为1 000 mm×1 000 mm，巷道底部锚杆距巷道底板距离大于500 mm时需及时补打帮锚杆。

图3 过构造顶板补强支护示意

图4 过构造顶板补强支护架棚示意

(3)架棚支护(如图4所示)。如果顶板破碎严重，顶板下沉显著或大面积冒落，采取上述两种支护方式都无法控制住顶板时，根据现场情况向顶板破碎区注高分子材料(固帮特加固材料为CM-15，配比为1∶1)进行注浆加固，然后结合顶板情况打设钢钎，钢钎与水平面夹角至少为+15°(钢钎ø30～55mm，长3000mm或6000mm)。如顶板破碎区使用钢钎无法起到支护作用，采取穿梁加打木垛等方法进行支护。穿梁时无支点，可先打设锚吊梁进行横担，而后进行穿梁，锚吊梁根据现场操作情况可选用长度有4000，4700，5100mm。采取架U29型钢棚加强支护，U29型钢棚要与巷道尺寸相匹配(棚腿长3700mm，顶梁长5100mm)，棚距暂定为800mm，两架棚梁之间使用连接杆连接(棚距拉杆可选用长度有600，800，1000mm)，确保棚梁不会因顶板压力增大而歪斜。结合工作面地质条件，及时调整棚距，确保安全，棚子必须按巷道中线架设。架棚完毕后及时安装顶板离层仪，监测顶板离层量，每天观测顶板变化情况，并做好记录及汇报工作。

5 巷道变形监测

掘进过程中对310～350 m段进行巷道变形监测，巷道变形监测采用十字布点法，间隔5 m布置1组测点，每天对巷道顶底板相对移近量及两帮相对移近量进行监测，持续监测30 d后围岩相对稳定，监测间隔调整为每周1次。两帮最大相对移进量为126 mm，顶底板最大相对移近量为88 mm。

6 结束语

针对不连沟煤矿顶板层理较发育且构造带顶板较破碎的情况，缩小循环进度，及时支护顶板。采用W型钢带提高护表效果，同时缩小锚索间排距，提高支护刚度，有效控制顶板稳定性。采取上述支护技术后，构造区顶底板最大相对移近量仅为88 mm，两帮最大相对移近量仅为126 mm，构造区顶板及两帮均得到有效控制，顺利通过构造区，为后续过构造积累了宝贵的经验。

在不连沟煤矿西翼工作面掘进期间，采取上述方案相继安全并顺利通过F6206工作面运输顺槽238 m位置、415 m位置断层构造，且在掘进、回采过程中未出现严重变形、冒落、垮塌现象。

(本文责编：刘芳)

孟相龙(1987—)，男，内蒙古赤峰人，助理工程师，从事煤矿采煤、掘进技术指导工作(E-mail:471995719@qq.com)。

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1674-1951(2017)11-0052-02

2017-09-11；

2017-10-18