增子坊矿5102 工作面733 m 处补强支护技术

王志飞

（朔州煤电铁峰增子坊矿，山西 朔州 038300）

煤矿生产施工中不可避免地经常发生顶板事故，后果惨痛[1-3]。为此很多学者进行了相关研究，康红普[1]等综合研究了采空区巷道的应力环境及施工存在的难点，通过陕西何家塔煤矿和山西野川煤矿2个应用实例的围岩变形控制现状，从机理、方案、支护等方面提出了无煤柱条件下开采方法的改进意见及围岩控制技术的发展方向。周依朋[2]针对高河能源W2307 工作面受上覆基本顶岩层运移的影响，研究了进风顺槽掘进、回采、复用等阶段围岩的应力状态及变形规律，设计了五种不同间排距巷内支护方案，有效控制了围岩变形。王凯[3]等提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置变形协同支护体系，提高了帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力，有效地保证了软弱厚煤层的围岩稳定。邸旭峰[4]等提出了马堡煤矿15201 大采高迎采巷道“顶帮协同补强”技术，针对顶板支护，使用Φ21.8 mm 的高强度锚索，同时增大支护密度，有效提升了顶板支护强度，煤柱帮通过使用Φ15.24 mm 的锚索，加强煤柱帮侧向支护阻力作用，强化了煤柱的承载作用，巷道围岩稳定性得到明显改善。

可见，在采掘过程中遇到断层、破碎、地应力异常、淋水、风氧化带等复杂地质构造带时，由于地应力紊乱，矿压变得不稳定，导致原本支护措施受破坏或者失效，很容易酿成事故，因此合理有效地加强支护非常必要[5-7]。

1 工程概况

朔州煤电铁峰增子坊矿5102 回风顺槽掘进工作面，地层呈一不对称背斜构造，中西部高，东、西低，地层倾角0～3°，平均2°左右。5#煤层呈黑色，半暗煤为主，弱沥青光色，断口参差状，裂隙发育，轻微氧化，夹矸均为砂质泥岩，较松散。煤层总厚10.80～14.00 m（含夹石），平均约12.50 m。含有2 到3 层夹石，夹石单层最大厚度达0.60 m，无伪顶。煤层顶底板情况如表1 所示。

表1 煤层顶底板情况

工作面掘进过程中，前方煤层出现风氧化情况以及隐伏地质构造，揭露落差3.0 m 正断层。工作面掘进至733 m 处，上覆存在厚层状砂岩层，遇节理裂隙发育地段，出现淋水或渗水现象，特别是邻近大断层附近，出现局部涌水量增大现象。受正断层影响，巷道掘进过程中遇到伴生构造影响，煤岩层倾角增大、局部下沉、支护失效等情况显现，并伴随离层、变形、破碎甚至局部冒顶现象。故需要制定过构造措施，加强顶板管理。

2 原巷道支护设计

5#层51 盘区5102 回风顺槽巷道掘进规格设计：宽5.0 m，高3.3 m，断面积为16.5 m2，长度为1142 m。支护设计为：锚杆+锚索+钢带+金属网联合支护。

2.1 原巷道支护

5102 工作面733 m 处原支护设计为锚杆+锚索+钢带+金属网联合支护。顶锚杆和帮锚杆均选用Ф20 mm×2200 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，钢 号MG-335， 托 板 选 用110 mm×110 mm×10 mm 的拱型预应力蝶形铁托板。顶锚杆间排距为900 mm×1000 mm，布置6 排，顶钢带为W 型钢带4800 mm×250 mm×3 mm；帮锚杆间排距为900 mm×1200 mm，最上排距顶板500 mm，最下排距底板1000 mm，布置3 排，帮钢带为W 型钢带450 mm×250 mm×3 mm。顶锚索选用Ф17.8 mm×8000 mm 的1860 级低松弛钢绞线，抗拉强度1860 MPa，破断力355 kN，托板选用250 mm×250 mm×16 mm 的拱型预应力铁托板，间排距由原来的1600 mm×2000 mm 变为1600 mm×1000 mm。

严格按照中线和间排距布置锚索，锚索间排距允许偏差为±100 mm。钢绞线与顶板岩层面夹角≥87°，允许达到设计值的±5°。锚索外露长度必须控制在150～250 mm，锚固长度1550 m，锚索线预紧力不小于180 kN，锚固力>285 kN。锚杆抗拉拔力、锚索预应力不得小于设计值的90%。

金属网均为8#铅丝，顶网规格3000 mm×3000 mm，帮金属网规格为3000 mm×2500 mm，网眼为50 mm×50 mm 的菱形。在掘进过程中每间隔100 m 金属网断开800 mm，用塑料网搭接。

巷道全断面进行喷浆，标号C25，喷浆厚度100 mm；巷道左帮（非工作面侧）及巷道顶（宽度1000 mm）保障安全进行喷浆，厚度100 mm。

2.2 永久支护

永久支护距工作面最大和最小空顶距分别1800 mm 和800 mm，循环进度1000 mm。永久支护完后刚好为一个锚杆支护间距，则缩小锚杆支护间距为300～500 mm，补支一排永久支护。顶支护后的永久支护距工作面最大距离为不大于一个永久支护间距，严禁超空顶作业。护帮锚杆永久支护距工作面滞后距离不大于5000 mm，片帮严重时支护紧跟工作面。

2.3 锚固剂

顶锚杆使用MS02335 和MSK2360 树脂各1 根，帮锚杆使用MSK2360 树脂锚固剂1 根，顶帮锚杆锚固长度分别为950 mm 和600 mm。锚杆锚固力105 kN，预紧力55 kN。使用扭矩力≥200 N·m 的力矩扳手紧固锚杆螺母。锚索使用3 根树脂锚固剂（MSK2360 型2 根、MSZ2335 型1 根），锚固长度1550 mm。锚索线预紧力≥180 kN，锚固力＞285 kN。锚杆抗拉拔力、锚索预应力不小于设计值的90%。

钻孔钻好后，向孔内依次装入两卷MSK2360型快速锚固剂和一卷MSZ2335 型超快锚固剂，用钢绞线慢慢将树脂锚固剂卷推至底部，用专用搅拌器在锚索下端位置与锚杆钻机相连。随着推进的同时搅拌药卷，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，快速为41～90 s，中速为91～180 s。揽拌停止后，保持钻机推力1～3 min 后方可收缩锚杆钻机，卸下锚索钻机。5 min 后待药卷凝固，在锚索末端先套入钢板，然后是专用锁具，使用张拉千斤顶进行张拉。安装托板与锁具，用锚索张拉力机具张拉紧钢绞线，达到锚固力>285 kN。钻机停转时才可以进行接、卸钻杆。进行张拉预紧钢绞线操作时，必须使千斤顶与钢绞线保持在同一轴线上。

3 补强支护

3.1 临时支护

插钢针+架设U29 钢棚段，插入钢针能有效临时控制顶板，以此作为临时支护；其他地段采用机载式前探梁作为临时支护；掘进头面，配备4～6 根单体液压支柱和便携式液箱。

临时支护使用机载前探梁支护，支护范围为长×宽=2050 mm×2754 mm，然后进行顶板支护，做到工作面无空顶。支护不够高时，先落下支护架再抬高机头，然后再升高支护架。遇到特殊地质构造时，需加强巷道临时支护管理。

掘进机落煤、出煤，掘进循环进尺1000 mm。永久支护最小空顶距800 mm，最大空顶距1800 mm。两帮护帮支护最大允许滞后距离为5000 mm（时间不超过24 h）。锚索距工作面的迎头距离不得大于1 个锚索支护间距，即1800 mm。

顶部永久支护锚索距离工作面最大滞后3300 mm，帮部空锚距离最大滞后工作面5000 mm（时间不超过24 h），如遇煤质松软、片帮严重必须及时支护到工作面，并严格执行短掘短支。临时支护平面图和剖面图如图1 和图2。

图1 临时支护平面图（mm）

图2 临时支护剖面图

3.2 补强方案

遇断层、顶板破碎、地应力异常区、顶板淋水区，顶板疏松时，顶板软泥岩或风氧化，顶板承受力不好，锚杆不能有效作业，此时支护方式变为锚固剂+锚杆+钢带+锚索+U29 钢棚联合支护。顶锚杆采用Ф20 mm×2200 mm 的锚杆，材质为左旋无纵筋螺纹钢，钢号MG-335，为6 根布置，间距1000 mm。W 型单眼钢带规格为450 mm×250 mm×3 mm，锚杆拱形垫片规格为110 mm×110 mm×10 mm。

其次采用锚杆+金属网+钢带变更为施工Ф30 mm×3000 mm 钢针（无缝钢管），间距400 mm，两端分别搭接在棚梁上和顶板煤岩层中，每米打一排钢针，共16 根，以此为循环单位。

然后架设U29 拱形支架钢棚，规格为宽×高=5000 mm×3000 mm 及4000 mm×3000 mm（回风绕道），间距1000 mm，压力凸显明显时缩短间距为300～500 mm。架棚永久支护每次掘进前距工作面最大空顶距1800 mm，最小空顶距800 mm，拉杆为Ф16 mm 圆钢，每架棚不少于6 根。棚梁与棚腿搭接处采用2 副卡缆+螺母紧固，紧固力矩200 N·m。工作面支护断面图如图3，图4 和图5 分别为对应的俯视图和剖面图。

图3 5102 工作面支护断面图（mm）

图4 5102 工作面支护平面图（mm）

图5 5102 工作面支护剖面图（mm）

3.3 锚杆施工工艺

1）打眼前。打锚杆孔作业时要注意个人防护和着装安全，比如禁止戴手套，衣扣需扣好，袖口要扎好；对钻具、钻杆、钻头及连接件等打孔器具进行检查，不得使用不合格者；检查瓦斯浓度超过1%时不得作业。

2）打眼时。无关人员不得靠近10 m 范围内；严格按设计规定作出标记，定好眼位；采用短杆打眼、长杆套眼，随时掌握好角度、深度；钻杆要直，钻具要稳牢，连接从钻具到钻头的所有部位要牢固；搅拌锚固剂时切勿用力过猛，要用力均匀，如有卡钻或声音异常时，要及时停钻并检查，处理无碍后重新启动。

3）安全技术。移动/放下钻架时必须扶好，防止跌倒，防止断杆、脱杆或钢绞线脱开，以免伤人，注意顶板状况，防止零皮伤人；安装托板时要整齐，托板平的一面严密地贴顶贴帮，锚杆外露合规；如遇裂隙或节理时，与主要处垂直布置托板；及时更换损坏托板，有不合格或损坏的锚杆要及时补打一眼；有技术部、地质部提供的地质预报、邻近小窑破坏情况，在过地质构造、断层、小窑破坏区之前执行“先探后掘，长探短掘”的原则；过断层时，必须先停止掘进，通知地质组，探明断层特征，确定掘进方案，制定专项措施后，方可继续掘进。

3.4 锚索施工工艺

施工前必须对施工点进行“四位一体”及“敲帮问顶”的安全检查，彻底处理零皮、活石、片帮、马棚，确认安全后方可施工；确定锚索眼位置，用风动锚杆机钻孔，8 m 锚索钻孔深为7750 mm，之后清孔；向孔内依次装入两卷MSK2360 型快速锚固剂和一卷MSZ2335 型超快锚固剂，用钢绞线慢慢将树脂锚固剂卷送到孔底部；用专用搅拌器连接锚索下端和锚杆钻机，搅拌锚固剂时要由慢到快，锚索插入钻孔规定长度后，全速旋转搅拌，结束后等待2～8 min，收缩钻机，卸下搅拌器。安装托板与锁具，用张拉力机具张拉紧钢绞线，达到锚固力>285 kN；必须在钻机停止运转时卸钻杆；钢绞线要插入搅拌器底，搅拌器要深入钻机底部，注药卷时要有专人护住钢绞线，防止因甩脱钢绞线伤人；预紧钢绞线张拉时，必须与千斤顶保持同一轴线。

安装时严格按照中线和间排距布置锚索，锚索间排距允许偏差为±100 mm；钢绞线与顶板岩层面夹角不小于87°，锚索外露长度必须控制在150～250 mm；钢绞线与项板岩层面夹角允许达到设计值的±50°；锚固长度1550 m，锚索线预紧力不小于180 kN，锚固力>285 kN；锚杆抗拉拔力、锚索预应力不得小于设计值的90%；钻孔钻好后，将树脂锚固剂用钢绞线一块顶入钻孔顶部，再用专用连接套将气动锚杆钻机和钢绞线连接好；药卷搅拌时，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转搅拌锚固剂（快速为41～90 s，中速为91～180 s）；揽拌停止后，保持钻机推力1～3 min后方可撤下锚索钻机；凝固50 min 后在锚索末端先后套入钢板及专用锁具，套上张拉千斤进行张拉。

3.5 架棚施工工艺

架棚前，必须照好中腰线，并且在工作面标定中线位置；人工抬钢梁时，必须互相配合，统一指挥，同拿同放，防止砸脚、碰手现象的发生；架钢棚时，先掏好腿窝，将棚腿用拉杆与上一架棚腿固定好，搭好架子，架子必须支设牢固，然后将棚梁放在架子上；上梁时梁的每端不少于三人，二人抬梁、一人扶腿，将棚梁架在棚腿上；架好棚梁后，必须按中线调整合格，并将棚梁两端与煤帮用木锲或背板打紧背牢，再用背板将顶板接触严实，然后用砼背板将两帮密背；巷道有超宽超高的地段用砼背板打“井”字型木垛与顶帮充填严实，并打紧背牢；巷道局部地段压力增大时，必须在该段钢棚下补架钢棚，不影响行人的地段先支设木点柱维护；修复或更换棚腿时，必须使用单体液压支柱，将钢梁抬起达到初撑力，修复或更换时，不少于4 根单体支柱进行操作，由外向里逐架进行；掘进工作面严禁空顶作业；修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。

4 效果分析

加强支护后，通过现场反馈，巷道优化支护后顶板变形速度降低，顶板下沉量不超过113 mm，与底板的相对移近量减少了97 mm（18%）。围岩单轴抗压强度由原本19 MPa 变为57 MPa，提高3倍，承载能力变强，失稳、破碎等现象显著减少。高刚度W 型钢带使用后极少发生弯曲变形，支护断面更大，效果更好。新措施使巷道弯曲变形大大减少，锚索受力增大了2.7 kN（15%），锚杆失效率由13%降至6%以下，锚固效果和承压强度提高，巷道掘进速率提高至8.1 m/d，且安全性得到保障。

5 结论

晋能控股集团增子坊煤矿5102 工作面掘进至733 m 处接近断层时，原本设计的支护措施失效，为确保施工安全，对工作面制定了锚固剂+锚杆+钢带+锚索+架棚联合支护等针对性的补强支护方案。后期生产中有效地增加工作面围岩的稳定性，顶板变形、下沉以及与底板的相对移近量减少，锚索和锚杆支护作用增强，顶板事故明显减少，保证矿井安全生产。