黄志杰
（太原煤炭气化（集团）有限责任公司，山西 太原 030031）
龙泉矿矿井生产能力400万t/a，采用斜井开拓方式，目前主要开采C3号煤层，直接顶煤层厚度为1.94～11.27/5.66 m，岩石特性以砂泥岩为主，水平层理发育，巷道掘进时顶板容易冒落；
老顶的煤层厚度为1.25～8.70/5.66 m，岩石特性以粗粒砂岩为主；
直接底煤层厚度为4.02～8.63/7.01 m，岩石特性以高岭岩为主，老底煤层厚度为1.70～17.20/12.20 m，岩石特性以粗砂岩为主，采用综合机械化采煤法开采[1]。龙泉矿8125工作面煤层结构复杂，厚度为5.58～8.10 m/6.86 m，纯煤平均厚度4.87 m，含4～5层夹矸，矸石厚度为0.21～0.88 m，夹矸岩性多为砂泥岩、高岭岩，局部煌斑岩侵入，其周围5～10 m内部煤发生变质。煤层的倾斜角度为1°～5°/3°，地层的综合柱状图，如图1所示。
图1 综合柱状图Fig.1 Synthesis column map
预计从盘区辅运巷往里约102、1 029、1 056 m处，分别见H=2.0 m∠43°的正断层、d=3.0 m∠78°的岩墙、H=3.6 m∠72°的正断层，断层构造表见表1。
表1 断层构造Table 1 Fault power structure
采用EBZ260型掘进机根据架设的激光指向仪沿煤层底板进行掘进施工[2-3]。
巷道施工首先根据地测部门提供的巷道中腰线架设并调设好激光，画出巷道掘进轮廓线，掘进机司机按照巷道掘进轮廓线沿煤层底板进行施工，施工通过见底控顶的切割方式，先从切眼左侧掘宽5.4 m达设计位置，撤出皮带，退出机组，然后右侧扩帮3.6 m，达到设计断面宽9 m，掘进高度控制在3.6～4 m。在进行扩帮前，必须在5.4 m宽的断面内将单体液压支柱支护完毕。
顶板支护使用MYT-190/240液压锚杆钻机或MQT-130/3.2气动锚杆钻机钻孔，使用φ28 mm的钻头配套六棱组合钻杆进行钻眼作业；
两帮支护使用ZQS-50/1.6S气动手持式钻机，配套2.5 m麻花钻杆和φ26 mm的钻头，或是使用7655气腿式风动凿岩机钻孔，配套2.5 m六棱钎杆和φ28 mm的钻头进行钻眼作业[3-5]。
每向前掘进一个支护间距（0.9 m）时，停止掘进，由外向里进行永久支护，支护完成后再继续向前截割，进入下一循环。
8125开切眼从2125巷右侧帮先扩帮施工，按扩长11 m（含头过渡支架壁龛宽2 m）×高3.6 m，每扩宽0.9 m及时支护顶帮，按此循环扩帮至掘进机转正到切眼巷，开口第一排先支护工字钢梁，然后按支护设计施工。开口扩帮超宽处加强锚索支护，超宽0.8 m增加支护1根锚索，超宽1.6 m增加支护2根锚索。
3.1 顶板支护参数
对巷道顶板进行一次支护，每排使用4根锚杆压高强度塑料网进行支护，支护的排距为1.5 m，塑料网孔的规格为120 mm×120 mm，中部使用2根柔性锚杆，锚杆直径为18 mm，长度4 000 mm，配套专用抗扭钢托盘支护，托盘规格为200 mm×200 mm×12 mm，锚杆外露长度小于100 mm，预紧扭矩为400 N·m，如果外露长度在150 mm以内，可采用锁具张拉，配套1块拱形钢托盘和1个KM22型锁具，托盘规格为300 mm×300 mm×16 mm，预拉力为160 kN。两侧使用2根左旋无纵筋螺纹钢锚杆[6-8]，锚杆直径为22 mm，长度为2 200 mm，锚杆顶部超出螺母10～40 mm，预紧扭矩为300 N·m。
再对顶板进行二次支护，在相邻两排锚杆中间，安装4根锚杆或使用直径为6.5 mm的钢筋网和托梁进行支护，钢筋网孔的规格为150 mm×150 mm，钢筋托梁的规格为直径14 mm×宽80 mm×长4 000 mm。两侧使用2根锚索，锚索的直径为18 mm，长度为6 200 mm，安装时与岩面垂直，在上方压拱形钢托盘，托盘的规格为300 m×300 mm×16 mm，锚索超出岩面300 mm，露出锁具150 mm，预拉力为160 kN；
中间使用2根左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆的直径为22 mm，长度为2 200 mm，在上方压蝶型托盘，托盘的规格为150 mm×150 mm×8 mm；
锚杆顶部超出螺母10～40 mm，预紧扭矩为300 N·m。巷道顶板的支护参数如图2所示。
图2 巷道支护参数Fig.2 Roadway support parameters
3.2 巷帮支护参数
对巷道两帮进行一次支护，采用金属锚杆对煤柱帮进行支护，采用玻璃钢锚杆压高强度塑料网对回采帮进行支护[9-10]，支护排距为1.5 m，塑料网孔的规格为120 mm×120 mm。煤柱帮每排3根右旋全螺纹金属锚杆，锚杆直径为18 mm，长度为2 100 mm，每根锚杆配套蝶型托盘进行支护，托盘规格为150 mm×150 mm×8 mm，锚杆顶部超出螺母10～40 mm，预紧扭矩为200 N·m。回采帮的锚杆布置与煤柱帮锚杆布置方式相同，玻璃钢锚杆直径为27 mm，长度为2 100 mm，配套玻璃钢圆托盘进行支护，托盘的规格为170 mm×40 mm，预紧扭矩为100 N·m。
再对两帮进行二次支护，在已支护的每两排锚杆中间，安装3根锚杆，在上方压钢筋网，钢筋网的直径为6.5 mm，网孔规格为150 mm×150 mm。二次支护与一次支护呈“五花眼”形式布置，以消除锚固的盲区，每根锚杆的施工参数与一次支护的施工参数相同。巷帮支护参数如图3所示。
图3 巷道两帮支护参数Fig.3 Support parameters of roadway sides
在掘进过程中，每间隔50 m，在巷道顶板安装一个顶板离层显示仪，经过现场实际观测，得到顶板下沉量变化曲线，如图4所示，在巷道掘进前8 d内，在矿压影响下顶板处于蠕动变形区，出现大幅度下沉，下沉量最大为0.17 m，在掘进8～18 d内，通过对顶板的联合支护，顶板进入变形减弱区，下沉量得到控制，下沉速度降低，下沉量最大为0.24 m，在掘进18 d后，支护作用明显加强，顶板进入稳定区，下沉速率基本为0。可见，在联合支护作用下，没有出现支护失效、顶板离层等现象，确保了支护效果，提高了巷道围岩稳定性，满足大断面快速掘进施工要求。
图4 巷道顶板下沉量变化曲线Fig.4 Subsidence variation curve of roadway roof
针对龙泉矿在掘进过程中遇大断面出现的巷道顶板破碎等问题，根据8125工作面的地质条件，选择合理的掘进工艺，并对巷道顶板和两帮进行支护方案设计。
（1）采用一次和二次联合支护方案，提高了顶板的稳定性，满足巷道安全掘进的要求。
（2）通过现场实际观测，在巷道掘进前8 d内，顶板处于蠕动变形区，出现大幅度下沉，下沉量最大为0.17 m，在掘进8～18 d，顶板进入变形减弱区，下沉速度降低，下沉量最大为0.24 m，在掘进18 d后，顶板进入稳定区，下沉速率基本为0。可见，联合支护作用效果显著，巷道围岩稳定性得以提高。
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