呂兆海，張振飛，靳 華，劉 濤，馮耀東，張錦宏，岳曉軍

(國家能源集團寧夏煤業(yè)有限責任公司,寧夏 銀川 750001)

0 引言

隨著礦井開采裝備不斷大型化、多功能化，工作面切眼斷面尺寸也不斷增大，合理的支護方式及施工工藝是實現(xiàn)大跨度斷面圍巖穩(wěn)定性的關鍵。廣大學者針對大斷面切眼支護及圍巖控制進行了廣泛研究，陳春穎研究了特大斷面切眼的圍巖變形特征，提出組合錨索桁架主動控制原理及技術[1]；何富連教授基于大斷面巷道圍巖變形破壞機制分析，提出了以桁架錨索為核心的多維主動控制系統(tǒng)；張里生等研究了不穩(wěn)定厚泥巖層頂板條件下大跨度切眼圍巖承載結構，提出了高強錨桿(索)、高錨固點(大錨固范圍)及高承載結構的“三高”支護技術[2]；丁國峰等綜合分析切眼頂板巖層的結構特點、受力特征和穩(wěn)定性等因素，建立了頂板巖層極限跨距的力學模型和公式[3]；馬占元采用頂板離層率、圍巖松動系數及頂板裂隙發(fā)育度3個控制指標，對切眼圍巖控制難度進行分級管控[4]；針對大傾角超寬斷面條件下切眼施工由于涉及斷面、傾角、巖性等耦合因素作用，開展切眼施工工藝及支護研究十分重要。

1 工作面切眼概述

金家渠煤礦位于馬家灘礦區(qū)的南部，距寧夏回族自治區(qū)鹽池縣約70 km，礦井設計生產能力400萬噸/年。110302工作面回采煤層為3煤，采用綜合機械化一次采全高，走向長壁后退式采煤方法，全部垮落法管理煤層頂板。3煤位于延安組第Ⅳ旋回的頂部，厚度變化小，結構簡單，煤類單一，為不粘煤，屬穩(wěn)定煤層；3煤老頂為粗粒砂巖，平均厚度23.42 m，以灰白色為主，局部有黃色或青灰色，泥質膠結、較松散，遇水易軟化、泥化，巨厚層狀，裂隙孔隙較多，是三煤頂板主要含水層；直接頂為粉砂巖，以灰白色為主，局部為灰色，平均厚度5.58 m，鈣質膠結，較堅硬，節(jié)理較發(fā)育、完整性較差；3煤底板為粉砂巖，以灰白色為主，平均厚度1.6 m，較堅硬。根據勘探孔資料統(tǒng)計，工作面距直羅組含水層53.13～175.72 m，平均112.01 m；上覆延安組2～3煤間含水層厚度18.19～35.05 m，平均厚度24.1 m。工作面走向長度1895 m、傾向長度278 m、采高3.68 m，開采儲量為222萬噸；切眼斷面8.3～9.3 m、傾角36°～40°，切眼層位標高+948～+1093 m。

2 煤巖試樣物理力學性質

利用鉆機垂直煤、巖層理面鉆取φ50 mm×100 mm、φ50 mm×25 mm兩類試件共45塊，試驗儀器采用TAW-3000型電液伺服巖石三軸試驗機，用荷載傳感器測量試件承受的荷載、用位移傳感器測量試件的變形，直至試件破壞[5]。煤、巖試樣的力學性質測定結果見表1，試樣單軸抗壓強度3煤為14.221 MPa、粗砂巖頂板為4.291 MPa、粉砂巖頂板為18.399 MPa、底板為24.782 MPa。

3 切眼支護設計

3.1 永久支護

(1) 支護載荷的確定

采用極限平衡法確定傾斜大斷面開切眼塑性區(qū)半徑[6，7]

(1)

式中，Rs為巷道塑性區(qū)半徑，m；R0為開切眼外切圓半徑，m；φ為巷道圍巖內摩擦角，泥巖取38°；γ為上覆巖層巖石平均容重，kN/m3；H為開切眼最大埋深，m；C為巷道上覆圍巖內聚力，MPa。

上覆巖層載荷的厚度

(2)

式中，b為開切眼高度，m。

為保證巷道圍巖在極限平衡區(qū)范圍內保持穩(wěn)定，最小支護力

P頂=∑γihi

(3)

式中，γi為第i層巖層的容重，kN/m3；hi為第i層巖層的厚度，m。

根據式(3)計算，為保證切眼頂部圍巖最小的支護力為125 kN/m2。

(2) 支護參數的確定

切眼正常斷面寬度8.3 m，采用“錨網”加“鋼帶”加“錨索桁架”聯(lián)合支護。采用M22-20-2000左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×900 mm，呈矩形布置，錨桿扭矩大于等于200 N·m，安裝W280 mm×450 mm×5 mm鋼護板和150 mm×150 mm ×12 mm蝶形鐵托盤。頂板采用φ6.5 mm圓鋼焊接而成的包邊網，網孔規(guī)格100 mm×100 mm，網寬900 mm；頂板金屬網對接連接，兩幫采用8#鉛絲編制而成的菱形網，搭接長度200 mm，包邊網與菱形網采用14#鉛絲連接。鋼帶采用φ16 mm圓鋼加工，頂板安裝鋼帶規(guī)格為φ16 mm×4000×80 mm，橫筋間距750 mm，鋼帶沿巷道中心向兩側均勻鋪設。頂板整體采用φ21.8 mm×4300 mm錨索和200 mm×60 mm×20 mm鋼托盤支護，錨索矩形布置，間排距750 mm×900 mm；桁架錨索沿巷道中心布置，錨索規(guī)格φ21.8 mm×6300 mm，間排距均為2000 mm×1800 mm，錨索預緊力大于等于200 kN；桁架采用長2.5 m的11#礦工鋼，孔徑φ26 mm，孔尺寸30 mm×80 mm，孔間距2000 mm，沿巷道傾向布置。

3.2 上下交岔點加強支護

為保證110302工作面端頭支架、過渡支架安裝需求，將切眼上下口10 m范圍跨度由8.3 m增至9.3 m，隨著跨度增大造成頂板應力集中，加大了頂板管理的難度，因此對上下口交岔點進行加強支護。以下口交叉點為例，在皮帶運輸巷同切眼下口交岔點區(qū)域提前打設雙排桁架錨索對頂板加強支護，對切眼老塘側同皮帶運輸巷交岔點巷幫打設φ20 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿，錨桿間距900 mm，如圖1所示，上口交岔點支護形式與下口相同。

4 切眼施工工藝

4.1 工藝選擇

(1) 施工層位的選擇

“上山式”掘進優(yōu)點是出渣容易、迎頭不積水、掘進速度快，缺點是迎頭煤矸易滾落、人員作業(yè)或行走時易下滑摔倒、迎頭易片幫?！跋律绞健本蜻M優(yōu)點是迎頭煤矸不易滾落傷人，缺點是出渣困難、迎頭積水給施工帶來不便、掘進速度慢。結合本切眼傾角大、頂板富含水的特征，以及掘進工期對礦井生產接續(xù)的影響，決定切眼導硐階段選用“上山式”、切眼擴幫階段選用“下山式”的掘進方式。

(2) 作業(yè)方式的選擇

因切眼傾角在36°～40°，超過了綜掘機額定爬坡能力18°的限值，加之傾角大出渣困難，決定選用“爆破方式”掘進。

(3) 施工斷面的選擇

因切眼頂板富含水且頂板巖性遇水易軟化泥化，頂板事故風險較高、頂板管理難度大，同時切眼傾角決定了易采用炮掘方式掘進；大斷面炮掘存在勞動強度大、打眼裝藥工序費時費力、作業(yè)效率低下等缺點，故選用“導硐和擴幫”兩階段掘進方式。綜合考慮煤層賦存條件、施工工期、工作面接續(xù)等因素，本切眼采用“導硐和擴幫”分階段炮掘施工，切眼導硐階段選用“上山式”、擴幫階段選用“下山式”的作業(yè)方式，其中切眼導硐寬度4.25 m、擴幫寬度4.05 m，高度3～4.1 m，切眼支護斷面如圖2所示。

4.2 臨時支護方式

切眼導硐階段選用“上山式”爆破掘進，臨時支護采用金屬前探梁(φ50 mm鋼管、長度3000 mm)，前探梁前端焊接安裝端頭(φ30 mm圓鋼，長度800 mm)，焊接加工時安裝端頭插入φ50 mm鋼管中300 mm，外露長度500 mm；前探梁吊環(huán)采用40T刮板鏈及φ16 mm圓鋼加工而成，便于前探梁的竄移。每根前探梁使用2副吊環(huán)，掘進施工時，吊環(huán)通過鎖具吊掛在巷道頂板的錨索上，隨著掘進前探梁及吊環(huán)前移掛設，每根前探梁尾部焊接長500 mmφ9.5 mm鋼絞線，鋼絞線末端焊接φ16 mm 圓鋼加工而成的掛鉤，掛鉤吊掛在頂板金屬網上，作為硐室施工時前探梁防滑裝置。

每個循環(huán)爆破后迎頭必須全斷面掛設柔性網(φ4 mm油絲繩制作，網孔小于等于150 mm)，柔性網通過S型掛鉤掛設在前探梁安裝端處的圓環(huán)及肩窩區(qū)域的金屬網上。掘進施工期間迎頭浮渣過多，柔性網下部必須固定牢靠，緩沖上方矸石滑落時的沖擊力。

4.3 爆破參數設計

為了保證頂幫成型和支護質量，并達到光面爆破的起爆效果，對爆破參數進行了特殊設計，要求導硐、擴幫施工巷道頂板周邊眼采取間隔裝藥，掏槽眼之間打設空眼。采用正向裝藥、正向起爆的方法爆破掘進，爆破參數如表2、表3所示，炮眼布置方式如圖3所示。

名稱眼號眼數炮眼深度角度/(°)裝藥量/kg垂深斜長水平垂直每眼節(jié)數每眼藥量小計爆破順序聯(lián)線方式掏槽眼1-441.892.0728440.83.2灰紅輔助眼5-24201.801.8909030.612.0灰黃周邊眼25-57331.791.8868620.413.2灰藍串聯(lián)合計共布置57個炮眼。共計142卷,重28.4kg。

表3 擴幫循環(huán)爆破圖表

4.4 切眼導硐施工

(1) 切眼導硐出渣方式

切眼導硐期間出渣分三個時期，前期巷道(0～10 m)施工期間，掘進出渣采用人工配合MWY6/0.3煤礦用液壓挖掘機和機巷刮板輸送機和機巷膠帶輸送機出渣；中期(10～20 m)施工期間，拆除機巷刮板輸送機，將膠帶輸送機機尾延至切眼導硐段下口，在110302工作面切眼內安裝一部刮板輸送機，刮板輸送機搭接機巷膠帶輸送機出渣，刮板輸送機鋪設長度15～20 m，由于切眼坡度較大，在切眼下口處加工制作安裝平臺調整刮板輸送機鋪設平整度，保證設備正常運行。后期(20～2278 m)施工期間，即掘進至20 m后，在切眼下口安裝兩部JD-1.6型調度絞車，主絞車安裝在擴幫側，副絞車安裝在老塘側，出渣采取絞車牽引耙斗和切眼內刮板輸送機和機巷膠帶輸送機出渣。刮板機機頭及機巷膠帶機搭接如圖4所示。

圖3 炮眼布置圖

圖4 刮板機機頭及膠帶機搭接示意圖

(2) 開口區(qū)域施工

開口區(qū)域搭設腳手架，進行打眼、裝藥等作業(yè)，開口施工時切眼下口留設刮板輸送機安裝臺階，高度1500 mm，自下向上按設計斷面進行導硐施工，沿三煤底板按15°上坡掘進。導硐施工10 m后，再進行擴幫側施工以便安裝作業(yè)平臺，做為絞車硐室及材料臨時碼放點；擴幫施工期間沿切眼中心線加打一排桁架錨索，“二一二”五花布置。

(3) 切眼導硐區(qū)域安全防護

開口段施工完畢后，按設計斷面及層位施工。在行人道設置絞車鋼絲繩運行防護網，如圖5所示，每隔0.9 m在底板打設φ20 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿，錨底深度700 mm，錨桿頂部牢固捆綁在頂網上，然后掛設金屬網和塑料網做防護網，防護網高度2.7 m；在行人道距切眼迎頭端，設置1.5 m×1.8 m活動門(鋼管配合菱形網加工)，爆破作業(yè)前，將活動門關閉，防止大塊煤矸進入行人道內。行人道側用4000 mm×30 mm×300 mm木板制作行人臺階，老塘側形成300 mm×200 mm水溝，用于巷內淋水自流；防護網、行人臺階及防滑棕繩隨掘進工作面推進進行延設，滯后迎頭25 m。在刮板輸送機機尾處做一道全斷面防護網(寬3 m，高3 m，20 mm鋼管加工框架，掛設φ4 mm柔絲繩和菱形網，網孔小于等于150 mm)，防止捆綁支護材料時煤渣滾落傷人。該防護網在絞車運行期間拉起，其余時間處于關閉狀態(tài)，以防大塊煤滑落砸傷裝料人員，防護網開啟、閉合由行人側處絞盤控制，如圖6所示。

圖5 防護網及行人道設置示意圖

圖6 絞車安裝及防護網設置示意圖

4.5 切眼擴幫施工

切眼導硐貫通后，考慮到傾角較大，擴幫側煤幫采用“由上向下”炮掘施工，利用切眼導硐期間安裝的絞車牽引耙斗和切眼內刮板輸送機和機巷膠帶輸送機系統(tǒng)出渣。擴幫施工期間，在擴幫后沿切眼中心線打設一排桁架錨索加強支護，切眼桁架錨索“二一二”五花布置，擴幫期間在切眼上口方向距離作業(yè)人員15 m處設置滾矸防護網，在行人側利用絞盤控制防護網開啟，防止切眼上口區(qū)域矸石或雜物滾落傷人。

4.6 切眼設備安裝

經過長期生產實踐，總結了符合金家渠煤礦實際的快速安裝基本方法，即“推行一面一策，實施多措并舉，實現(xiàn)快速安裝”；當煤層傾角大于12°，采用特種運輸車輛和液壓叉車、雙臂吊和絞車配合軌道(2.0 m軌距)提升的方式進行。

4.7 疏放水方案

疏放水工程要綜合考慮工程圍巖環(huán)境、構造條件、采掘現(xiàn)狀等，盡可能降低3煤頂板含水層靜儲量、削減水頭高度，采取可控疏放且疏水鉆孔盡可能多穿過疏放層。切眼300 m區(qū)域上覆含水層以靜儲量為主，通過疏放水鉆孔實施降壓泄水。切眼300 m區(qū)域每隔100 m設置一個鉆場，鉆孔方位角呈扇形布置、鉆孔與順槽夾角小于等于50°，盡可能減少穿過隔水層長度，增大穿過含水層長度。將2030～2070 m段機巷底板進行硬化、并預留水溝，在切眼下口位置施工40 m3水倉，安裝2臺280 m3/h的多級泵，并安裝1趟φ273 mm的排水管；在機巷2030 m位置巷幫水倉安裝2臺155 m3/h的多級泵，并安裝2趟φ108 mm的排水管。

5 結論

(1) 大傾角超寬斷面切眼施工按照“方案最優(yōu)、絕不漏頂、設備保障、人員到位、緊扣工期、行動同步”的思路，高度重視切眼施工的前期準備工作，制定了最優(yōu)的施工方案。

(2) 大傾角超寬斷面切眼采用“導硐”和“擴幫”兩階段施工，對實現(xiàn)圍巖穩(wěn)定性控制具有積極作用。

(3) 大傾角超寬斷面切眼導硐選用“上山式”、擴幫選用“下山式”的作業(yè)方式，設置的安全防護設施有效防止“飛煤飛矸”，改善了大傾角施工的不利因素，實現(xiàn)安全作業(yè)。

(4) 大傾角超寬斷面切眼采用“錨索和錨索桁架”聯(lián)合支護，從掘進至支架安裝期間頂板無明顯離層現(xiàn)象，表明聯(lián)合支護達到了預期效果，滿足工作面安裝要求。