预留窄煤柱掘进施工探讨

范雨涛

（西山煤电集团公司总调度室，山西 太原 030203）

多年来，随着井巷的不断延伸及受先天恶劣地质条件的限制，镇城底矿逐渐暴露出资源不足的现状。尤其是近几年综合机械化程度的大幅提高带动了矿井产量的阶梯式增长，进一步加剧了资源的紧张。针对于此，镇城底矿在请教有关专家和借鉴国内、外相关经验的基础上，结合实际，大胆设想，提出了在确保安全的前提下，缩小相邻工作面煤柱的初步构想，得到了上级有关单位的大力支持。并于2008年7月在南一采区22115工作面首次进行了该方案的尝试，采取与相邻工作面（22117工作面）预留5m煤柱施工巷道（22115工作面正巷）取得了较好的效果，积累了丰富的经验，得到了国家有关部门的肯定。为了更好的总结经验，下面以22115工作面正巷为例，对该种方案的支护设计进行简要阐述。

1 工程概况

1.1 地质概况

22115 工作面井下位于南一采区，北为12210工作面（已采），南邻22102-1工作面（已采），北东为22117现采，北西为22113采空区。其所采煤层为2#、3#煤层，煤层稳定，结构为1.91（0.27），1.01，煤层厚度为3.19m左右，煤层整体呈一向斜构造，轴向为北85°东。

表1 围岩特征

1.2 工程概况

22115 正巷全长580m，沿2#、3#煤顶板掘进,采用机掘。

2 支护方式

2.1 预先支护

因22115正巷施工过程中22117正在正常回采。22117的回采动压将影响22115正巷的地压支护等，为减小施工过程中所留煤柱的破坏程度，确保22115正巷施工顺利进行，在22115正巷开始施工起在22117副巷侧须预先对5m煤柱进行加固。加固内容有两项：

（1）开工起从22 117副巷超前维护处开始，在煤柱帮由里向外贴帮支设带帽点柱，点柱间距2.0m，柱帽顺巷道方向设置。

（2）从22 117副巷超前支护点起由里向外垂直煤柱预打加固锚索，其布置方式为等腰三角形，最上一根锚索距顶0.9m，第二根锚索距顶1.6m，一条线上的两根锚索排距为3.6m。操作时打好眼后（眼深5.3m）将锚索穿到眼孔内，在22117副巷300mm，用木楔将锚索从眼孔内打紧（木楔不能外露）然后上好托盘，用大锤和专用套管将锁具打紧（22 115正巷掘进施工割煤时，防止截割头把预打锚索割坏，割煤时，人工配合截割头刷出右帮，够一个循环时，将网挂起，用锚索机将预留锚索锁到30MPa，然后方可进行其他作业。）

2.2 顶板支护

顶板完整稳定时采用“锚杆+钢筋网+锚索”进行支护，锚杆间排距为0.9m×0.9m，呈“五·五”排矩形布置，中间三根锚杆垂直顶板打注，其余两根锚杆与顶板成80°打注。锚索呈“五花”布置，排距1.8m，顶板布置三根顶锚索时，间距1.2m，顶板布置两根锚索时，间距1.5m，沿中心线顺序向前对称布置。在巷道右帮贴帮打一排点柱，柱帽顺巷道布置，排距2m；循环进尺0.9m。

顶板裂隙发育较破碎时根据现场实际情况缩小锚杆排距到0.6～0.8m之间，锚索缩小到1.2～1.6m之间。

顶板特别破碎压力大时，在原支护的基础上加套金属棚子，确需加套金属棚子时，另外编写专项措施。

2.3 两帮支护

两帮采用“锚杆+铁丝网+梯子梁+锚索”进行永久支护。

左帮：锚杆按每排每帮3根布置，间、排距为0.9m×0.9m，最上一根锚杆距顶板0.3m；锚索采用5m长锚索，距顶板0.9m，排距3.6m。

右帮（煤柱）：锚杆按每排每帮3根布置，间、排距为0.9m×0.9m，最上一根锚杆距顶板0.3m；与22 117副巷（保护煤柱5m）之间按等腰三角形布置锚索，锚索长为5.6m，两边外露300mm。打好眼后，在22 117副巷用大锤和专用套管将锁具打紧，然后在22 115正巷用锚索机将锚索锁紧达到30MPa。当巷道掘至穿越预打锚索段时，右帮锚索由5.6m改为4.5m，边掘边打布置方式参数不变，锚固端使用3卷树脂药卷，其中一卷为MSCK2 355，两卷MSZ2 355，MSCK2 355药卷放置眼底，MSZ2 355放在MSCK2 355外端连续放置。所有锚索预紧力为30MPa。

压力大、片帮较严重时两帮铁丝网改为用钢筋网，同时根据现场实际情况调整锚索参数。

3 施工方法

采用EBZ-160型掘进机配合SDJ-150胶带输送机出煤连续作业，沿2#、3#煤顶板掘进。工作面割煤、运煤、运料平行作业，割煤、临时支护、永久支护、延长胶带输送机依次进行。

3.1 施工工艺流程

交接班→安全质量检查→巷道定向→割煤→临时支护→永久支护→延长胶带输送机。

3.2 临时支护

顶板破碎裂隙发育时使用肘式前探支护结构做为临时支护。割完煤后，进行敲帮问顶等安全检查，确无问题后，方可进行临时支护作业。临时支护的具体操作如下：

割煤前，将肘式前探固定器固定于工作面前三排中间两根顶锚杆上。然后，将两根4m前探梁分别套入同一轴线的三个吊环内，且尾部超出肘式前探固定器0.1m的安全距离。割完煤，进行详细的敲帮问顶后，先挂网，挂网应两人配合，一人扶网，一人联网。挂网时，网间应对接，隔一孔连一扣，扭三匝，联网结束后，将前探梁推移至工作面迎头。由两人踩上梯子将板梁托起，按间距1.0m放在前探梁上，用木楔打紧背牢，使临时支护接顶有效。每次推移前探梁时，每根前探梁上必须有3个肘式前探固定器，吊挂肘式前探固定器的锚杆必须拧满扣。

3.3 永久支护

3.3.1 顶锚杆的安装

打锚杆眼前，先按设计要求进行定位、标记，同时在钻杆上也要做一标记，以保证打眼深度。采用MQT-120型锚杆钻机，长1.0m、1.5m、2.5m的六角中空钻杆交替使用，φ27mmY型钻头打顶锚杆眼。锚杆钻机由两人操作，一人按眼，一人开机，先开水阀，开钻时，轻按钻机马达手把，待眼位固定并钻进一定深度时，掌钎工把手松开，退到机身后侧监护。钻机必须保持平稳，严禁前后左右摇摆，打眼时，不得来回拉动钻杆，以免拉动扩大孔径，眼深2.15m。锚杆眼打好后，取下钻杆，将MSCK2 355、MSCZ2 355型各一卷药卷依次放入锚杆眼内（MSCK2 355型在眼底），然后用预先上好连接头的锚杆体将锚固剂送到眼底。外露0.3m时开始搅拌，边搅拌边推进，搅拌时间为15~20min，保持推力1min，然后取下搅拌机具，3min后将锚杆尾部螺母拧紧，使预紧螺母扭矩达到100N·m，达不到时重新补打，锚杆锚固力不小于90 kN。

3.3.2 帮锚杆的安装

采用ZQST65/1.7/23S型钻机配合φ19mm飞龙钻杆和φ27mm煤钻头在巷道的两帮按设计尺寸各打3个锚杆眼，眼深1.75m。先挂网，两帮的铁丝网必须与顶上的钢筋网相搭接，采用8#联网丝双股每200mm连一扣，每扣扭3匝，联网结束后，开始安装锚杆。安装时，必须将煤壁整修平整，铁丝网铺平紧贴煤壁布置。使用连接头配合锚杆进行安装，每眼内放MSCK2355型药卷一卷，预紧螺母扭矩为100N·M，锚固力不小于50 kN。

3.3.3 锚索的安装

利用MQT-120型钻机配合ф19mm可接六方中空钻杆和ф27mmY型钻头钻孔，孔深6.3m。

安装顶锚索时，将MSCK2 355、MSZ2 355型药卷（帮锚索使用3卷树脂药卷，一卷为MSCK2 355，另外两卷为MSZ2 355）依次放入孔内，操作时MSCK2 355放置眼底，用锚索将药卷推至孔底，上好锚索安装器，将锚索与钻机连接。

开始时，钻机低速运转，均匀用力将锚索往里推当锚索外露1.0m时，快速钻动钻机，最终锚索外露0.2~0.3m，保持钻机平稳搅拌30min后停止，再保持钻机推力1min后，方可撤钻机。

安装锚索1 h后，开始上大托盘、小托盘和锁具，用锁锚机进行涨拉承载，保证涨拉压力达到表显30MPa，锚固力不小于200kN。涨拉过程中，人员严禁站在涨拉千斤顶下方45°锥体范围内。

4 注意事项

（1）使用钻机前，必须详细检查风压、水压是否正常，检查风水管接头是否牢固，上好润滑油。

（2）安装锚杆前，必须用高压风（水）吹（洗）眼孔，高压风（水）开启时，管口前方严禁站人，更不得将管口对准人员。

（3）锚杆眼的方向、位置、深度和锚固剂的质量、数量必须符合要求，锚杆杆尾螺纹露出螺母的长度不得小于20mm，不得大于40mm，锚杆的托盘要与岩面全部严密紧贴，不得点接触或线接触，否则影响锚杆的支护质量。

（4）施工完毕，要使用力矩扳手进行检查，顶锚杆初锚力不得小于100N·m,达不到时重新补打，顶锚杆的锚固力不小于90 kN，帮锚杆的锚固力不小于50 kN。

（5）巷道要及时进行支护，尽量缩短空顶时间，避免顶板较大离层，使支护更加困难。

（6）严禁人员空顶作业。作业过程要严格执行“敲帮问顶”制度。

（7）进入预打锚索段割煤时,截割头应慢速移动谨慎操作，采用机掘配合人工刷帮，防止割坏预注锚索。

（8）割煤时煤柱帮严禁超挖，并保护好预注好的锚索。

5 材料要求

表2 材料要求

6 验算支护参数

6.1 锚杆长度L

L≥(1.1+W/10)

=1.2［1.1+(4.0-4.3)/10］

=1.8-1.85(m)

式中：W：巷道毛宽，m；

L：锚杆长度，m；

n：围岩稳定性系数，设计取1.1考虑到现有锚杆规格，取L=2.2m。

6.2 锚杆网度D

D≤0.5 L

≤0.5(1.8-1.85)

≤0.9-0.98（m）

考虑到围岩松散破碎，加之先取L=2.2>(1.8-1.85)m，设计选取D=1m。

锚杆网度校核（下式中N为锚杆密度）：

N=1/D2

=1/1

=1（根 /m2）

4 200 mm×900mm的断面,现场布置5根锚杆,即1.4根/m2，安全系数已能满足要求。

7 经济效益

7.1 直接效益分析

7.1.1 节约煤炭资源

G=L×H×D×C

=580m×3m×25m×1.37m3/t

=59 595 t

式中：G：煤炭质量，t；

L：煤柱长度，m；

H：煤柱高度，m；

D：煤柱宽度，m；

C：煤炭容重，m3/t

7.1.2 消耗材料

主要消耗为预先支护产生的成本：①打点柱：每米消耗坑木3m×（0.1m×0.1m×3.14）/2+（800mm×200mm×200mm）/2=0.0 631m3，0.0 631×828m3/元×580m=30 303.15 元；②打锚索：每米消耗锚索0.6套，0.6×158.26套/元×580m=55 074.5元；③人工消耗：0.3人/m×30元×580 m=5 220元；④总消耗：30 303.15+55 074.5+5 220=90 597.65元。

7.1.3 节约

7.2 潜在效益分析

（1）有力地减轻了采掘衔接紧张的压力。

（2）采用锚网联合支护方式，使顶板与锚杆形成一个整体，有效地控制了巷道顶板的早期离层，大大减少了巷道的维修，降低了二次维护费用。使回采工作面端头支护及超前支护工艺简化，与金属支架支护巷道相比，取消了超前替棚工序，减少了事故隐患和端头维护工作量，从而加快了回采工作面的推进速度。

（3）采用锚网联合支护方式，减少了材料运输量，提高了运输安全程度，并且进一步加快了巷道掘进速度。

（4）采用加锚索全锚支护，支护材料重量轻，减轻了工人的劳动强度；并且有效断面利用率大，减少开挖实体煤量，从而提高了掘进速度。

（5）采取预打帮锚索，能超前加固煤柱，减小煤帮侧压，更好的维护煤帮，防止垮帮。

表3

8 问题与建议

（1）要加强施工巷道的顶板离层监测。巷道每掘进50m在巷道中心线上安设一个EL-3或LBY-3型顶板离层指示仪并挂牌管理，牌板上要注明编号、里程、安装日期、地点，初始读数，负责人等内容。观测频率：距工作面最近的一个测站每天观察一次，其他测站每周一次。

（2）为了确保锚杆、锚索支护有效，每隔50m由掘进队组配合测绘中心地质组对巷道顶底板岩性进行打眼探测，及时修正综合柱状图，顶底板岩层分布参数发生变化时，及时调整锚杆、锚索支护参数，确保支护有效。

（3）掘进施工中，遇断层、破碎带、陷落柱时，要及时缩小锚杆，锚索的间、排距并立即汇报区矿调度，尽快探测构造的走向、范围，尽快制定专门措施。

（4）为了进一步降低工时消耗，减轻作业强度，提高生产效率。应结合实际，积极探索新型临时支护。

（5）尽管使用钢筋网能有效地防止“网肚”，减少了巷道下沉量，但在现场施工中，要尽量使顶板平整，要加强对联网质量的监督检查，确保钢筋网发挥效力。

（6）打煤柱帮锚索时，根据现场压力变化及煤帮松软情况，可在两根锚索间加梯子梁（φ14×2 200mm），以加强煤帮的维护。

（7）施工前，要制定详细的防瓦斯、防火、防水措施。