一种煤矿巷道掘进及支护方法与流程

本发明涉及一种煤矿巷道掘进及支护方法，适应顶板极为松软破碎的厚煤层工作面大断面切眼掘进和支护。

背景技术：

我国煤矿开采机械化程度和应用范围逐步提高，工作面切眼高度和宽度不断增大，一般采用导硐扩帮二次成巷的掘进方式，二次扩帮成巷中易造成切眼冒顶事故，尤其是在顶板极为松软破碎的厚煤层工作面切眼中冒顶事故频发。因此，保证顶板极为松软破碎的厚煤层工作面切眼的安全掘进和围岩稳定具有重大经济意义和社会意义。

目前，掘进工作面切眼的主要方法是导硐扩帮二次成巷法，使用该方法掘进切眼时，虽然先掘进一个断面较小的导硐，然后再进行大深度的扩帮形成切眼，但仍未彻底消除切眼冒顶的安全隐患。其中一个主要原因是：由于切眼宽度往往较大，宽度成为切眼围岩稳定的主控因素，目前的导硐扩帮二次成巷法只是推迟了大宽度形成的时间，没有考虑消除大宽度切眼的挠曲和压曲效应，二次扩帮切眼形成后，导致切眼顶板软弱破碎煤岩体冒落。煤岩体注浆加固是解决巷道顶板煤岩体有效手段之一，但受限制于切眼预注浆工程量大、顶板注浆效果差、成本高等因素，未能大范围推广应用。综上，现有的切眼掘进方法表现出以下几个问题：1)现有切眼掘进技术不能达到很好的防止顶板软弱破碎煤岩体冒顶的目的；2)现有切眼预注浆技术工程量大、安全隐患大、顶板注浆效果差、成本高；3)二次扩帮过程中，顶板支护难度大，安全隐患严重，切眼掘进速度慢；4)无法消除切眼顶板挠曲效应和大跨度压曲效应，始终存在冒顶的隐患。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种煤矿巷道掘进及支护方法，以克服现有技术中的问题，本发明能够很好的适应顶板极为松软破碎的厚煤层工作面大断面切眼顶板软弱破碎的特点，有效防止顶板冒顶事故的发生。

为达到上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种煤矿巷道掘进及支护方法，将整个切眼施工分为破顶形成第一通道、卧底形成第二通道以及向待采煤体侧扩帮形成第三通道三个阶段，具体包括以下步骤：

步骤一：以距离煤层底板高度h的通道分界面为第一通道的底面基础，超挖部分煤层顶板，掘进形成第一通道，掘进过程中对第一通道进行支护，其中h为第二通道的高度；

步骤二：对第一通道待采煤体侧的巷道帮部进行注浆加固和加强支护；

步骤三：以煤层底板为底面基础，以通道分界面为顶面边界掘进第二通道，并对第二通道两帮进行支护；

步骤四：对第二通道待采煤体侧进行扩帮，即掘进形成第三通道，并对第三通道进行联合支护，即形成由第一通道、第二通道和第三通道组成的切眼。

进一步地，步骤一中超挖部分煤层顶板具体为：将煤层上方赋存的伪顶和软弱直接顶挖除，以稳定直接顶作为第一通道的顶板。

进一步地，步骤一中对第一通道进行支护具体为：对第一通道顶板总体采用锚杆、锚索、金属网以及钢带联合支护技术；对第一通道两帮总体采用锚杆、锚索、金属网以及钢筋梯子梁联合支护技术，其中锚索紧跟掘进迎头施工。

进一步地，步骤二中注浆材料为超聚混凝土，加强支护方式为补打锚索进行加强支护。

进一步地，步骤三中对第二通道两帮进行锚网支护，其中待采煤体侧帮采用可回收锚杆进行支护。

进一步地，步骤四中对第三通道进行联合支护前，先对第三通道的顶板进行注浆加固，并对第三通道的侧方和下方进行锚索补强支护。

进一步地，步骤四中对第三通道的待采煤体侧帮采用锚杆及双抗网进行联合支护，第三通道的顶板采用锚杆、锚索、金属网以及钢带进行联合支护，其中锚索紧跟掘进迎头施工。

与现有技术相比，本发明具有以下有益的技术效果：

本发明针对顶板极为松软破碎的厚煤层工作面大断面切眼顶板自稳性能差、承载能力差和跨度大等特点，采用一种新的巷道掘进及支护方法。该方法可以大大降低不稳定大跨度顶板的挠曲效应和压曲效应，从根本上改善了顶板的受力状态；该巷道掘进技术沿煤层底板掘进，较沿煤层顶板布置切眼方式，解决了回采过程中工作面需多个循环逐步下扎的过程，以及两巷端头与工作面标高不一的支护难题，不留底煤三角区，提高了煤炭采出率；相比较切眼掘前超前预注浆技术，该技术各工序相互交叉影响小，多工序可平行作业，施工速度快且安全可靠。本发明设计合理、安全可靠、施工速度快、推过应用前景广泛，可以大幅度提高顶板极为松软破碎的厚煤层工作面大断面切眼的安全水平和技术经济效益。

进一步地，采用注化学浆液在侧面对第三通道顶板加固可以显著提高注浆效果，增强破碎煤岩层的整体稳定性，为工作面回采设备安装空间提供了成型基础和安全保障，具有显著的加固效果；在第三通道顶板锚网支护的基础上对其进行锚索补强支护，同时在其一侧也有锚索补强支护，整体加固效果好，围岩强度高。

附图说明

图1为第一通道支护断面图；

图2为注浆锚杆结构示意图；

图3为注浆系统设备布置示意图；

图4为注浆施工工艺流程图；

图5为第二通道支护断面图；

图6为自旋锚杆结构示意图；

图7为第三通道支护断面图；

图中：1—第一通道；2—第二通道；3—第三通道；4—通道分界面；5—煤层底板；6—煤层顶板；7—螺纹钢锚杆；8—锚索；9—注浆锚杆；10—圆锥形端头；11—注浆锚杆杆体；12—出浆孔；13—挡圈；14—a组物料；15—b组物料；16—注浆泵；17—高压橡胶管；18—注射枪；19—封口器；20—可回收锚杆；21—挤压旋进锥头；22—自旋锚杆杆体；23—旋丝；24—预紧螺母；25—碟形托盘；26—围岩表面；27—玻璃钢锚杆。

具体实施方式

下面结合附图对本发明作进一步详细描述：

参见图1至图7，本发明的一种煤矿井下巷道掘进及支护方法，主要是为了解决三软厚煤层回采工作面切眼掘进时，顶板围岩松软破碎，巷道成型困难，进而影响掘进安全和速度等难题。本发明方法是将整个切眼空间挖掘分为破顶形成第一通道1、卧底形成第二通道2和向待采煤体侧扩帮形成第三通道3共三个阶段，包括以下步骤：

步骤一：以距离煤层底板5一定距离(一定距离指第二通道2的高度)的通道分界面4为第一通道1的底面基础，超挖部分煤层顶板6，破除伪顶，掘进形成第一通道1，即将煤层上方赋存的伪顶和软弱直接顶挖除，以稳定性较好的直接顶为第一通道1的顶板，掘进过程中及时对第一通道1进行支护，顶板采用锚杆+锚索+金属网+钢带联合支护技术，两帮采用锚杆+锚索+金属网+钢筋梯子梁联合支护技术，均分步骤实施联合支护，其中锚索紧跟掘进迎头施工；

步骤二：对第一通道1的工作面推进方向侧的巷道帮部进行注浆加固和加强支护，注浆材料为超聚混凝土，超聚混凝土由a组物料14和b组物料15组成，a组物料14和b组物料15均以无机材料为骨料，以多种树脂为黏结材料，兼具无机与有机高分子材料的特点，具有黏结性好、早期强度高、固化时间可调、安全性能高、成本低等优点，详见专利cncn201110207625.1，加强支护方式为补打锚索8加强支护；其中化学注浆采用理论计算和数值模拟相结合的方法初步确定出注浆的各项参数，包括注浆孔的深度、注浆压力、注浆扩散半径、注浆时间、注浆孔间排距、注浆顺序和注浆锚杆单孔注浆量等，然后根据现场工程实践效果进行反馈分析，可对各项注浆参数进行优化；

步骤三：以煤层底板5为底面基础，以通道分界面4为顶面边界掘进第二通道2，并及时对两帮进行锚网支护，其中待采煤体侧帮选用可回收锚杆10进行支护；

步骤四：对第二通道2待采煤体侧进行扩帮，即掘进形成第三通道3，在对第三通道3顶板进行注浆加固的基础上，从侧方和下方对其进行锚索补强支护，然后对第三通道3及时进行联合支护，其中待采煤体侧帮采用锚杆+双抗网进行支护，顶板采用锚杆+锚索+金属网+钢带进行支护，其中锚索紧跟掘进迎头施工，第二通道2和第三通道3共同构成了切眼回采设备安装的空间，至此切眼已形成，即由第一通道1、第二通道2和第三通道3组成。

本发明优先掘进第一通道1为工作面回采设备安装空间顶板的极软弱破碎围岩注浆提供了条件，在上述极软弱破碎围岩的侧面注浆，一方面保证了注浆工程空间的安全，另一方面较直接在软弱围岩下方空间进行注浆围岩加固效果更好。

注浆时采用的注浆锚杆9的直径为φ20mm～φ25mm。钻孔深度的确定是采用数值模拟来确定第一通道1形成后围岩塑性区的范围作为确定注浆孔深度的参考依据。注浆时间的确定是通过数值模拟得出工作面随注浆时间变化的浆液渗透范围图和孔隙压力扩散云图，浆液扩散速度很慢且趋于稳定时即为合适的注浆时间。注浆顺序是由下向上，即先注帮脚，再注中间和帮顶，采用间隔跳孔的注浆方式。

工作面切眼扩巷二次成巷时顶板的稳定性，是影响切眼施工速度和保证安全掘巷的关键因素。本发明将工作面切眼空间分解成三个通道分阶段进行开挖，通过掘进第一通道1为顶板煤岩层注浆工程提供了空间，同时施工帮部锚索加强支护，进一步增强了其稳定性。工人技术水平、施工组织等条件允许时，可在滞后第一通道1适当距离施工第二通道2；若设备机具允许，还可同时施工第二通道2和第三通道3。

下面结合实施例对本发明的操作过程做详细描述：

本发明所述的一种煤矿巷道掘进及支护方法，将整个切眼施工分为破顶形成第一通道1、卧底形成第二通道2和扩帮形成第三通道3三个阶段，包括步骤：

步骤一、以两巷与工作面切眼连通的任意一端为起点，以距离煤层底板5一定距离的通道分界面4为第一通道1的底基础，超挖部分煤层顶板6，破除伪顶，采用掘进机或者爆破方式掘进第一通道1，该第一通道1是连通回风巷和进风巷的巷道。

步骤二、为保证第一通道1围岩的稳定性，对顶板进行锚杆+锚索+金属网+钢带支护，其中锚索与锚杆相间布置，锚索紧跟掘进迎头施工。螺纹钢锚杆7长度为2.4m，间排距为900×800mm；锚索8选用七股预应力钢绞线，规格为φ17.8×6000mm，间排距为1400×1600mm，锚杆配合300×300×10mm鼓型托盘，锚索配合钢带加垫400×400×12mm平托盘。

两帮用锚杆+金属+钢筋梯子梁+锚索进行支护，为避免后期对第三通道3顶板支护造成影响，锚索与锚杆布置在同一断面上，且锚索滞后掘进迎头30m施工。锚杆间排距为800×800mm，锚索间排距为1600×1600mm，帮脚锚杆距底板距离不大于300mm，滞后第一通道1掘进迎头一定距离上对第一通道1工作面侧帮进行锚索8补强支护，间排距为1600×1600mm，托盘等参数同顶板支护，支护断面图如图1所示。煤层和岩层中螺纹钢锚杆预紧力矩不小于200n·m和250n·m，锚索预紧力不小于8t，并且施工完7天后对锚杆、索预紧力(矩)进行二次预紧，以消除预紧力(矩)的回弹影响。

步骤三、对第一通道1工作面侧巷道帮部进行注浆。注浆参数应根据理论计算、数值模拟初步确定，并根据现场实施效果进一步优化，主要参数包括注浆压力、浆液扩散半径、注浆时间、注浆孔间排距、注浆顺序等。

注浆锚杆9安装在第一通道1的待采煤体侧帮部。注浆锚杆9外露长度100mm，采用φ26钻头钻孔至设计深度，孔深2.2m。将注浆锚杆9放入钻孔中，然后沿锚杆杆径放入中空环形水泥卷或者用浸沾水泥浆的纱布封堵。注浆材料选用波雷因，波雷因是一种双液型改性聚氨酯注浆材料，由a组物料14和b组物料15两种液体组份组成，施工时按重量比1:1进行混合。同一断面内由下向上注浆，即先注帮脚，再注帮中，最后注帮顶；不同断面分组间隔注浆，每8排为一组，即先进行1、3、5、7单排注浆，再进行2、4、6、8双排注浆，依次交替进行。注浆压力不大于3mpa。单孔注浆时间为10～13min。为保证注浆能将裂隙充填密实，原则上应注到不明显吃浆为止。注浆完成后，在注浆锚杆外露端加垫托盘，并用螺母预紧，预紧力矩不小于150n·m。

注浆锚杆9结构示意图如图2所示。注浆锚杆9前端为圆锥形端头10，长度k为200mm，并焊接牢固。注浆锚杆杆体11布置φ8mm出浆孔12，孔距d＝200mm，呈五花状排列，杆体外直径d＝22mm，壁厚3mm，杆体后端l＝500mm内不设出浆孔，螺纹段s＝100mm，挡圈13高5mm。如围岩极为破碎致使钻孔无法成孔，则可选用自钻式注浆锚杆。注浆系统设备布置示意图如图3所示。

注浆施工工艺流程图如图4所示。打钻孔→安装注浆锚杆9→安装封孔器19→高压橡胶管17连接注射枪18和注浆泵16→将两根管分别连接至a组物料14和b组物料15中→开启注浆泵16→达到注浆要求→关闭注浆泵16→拆卸注射枪18。

每个注浆班使用注浆泵之前，均应通过用泵吸排清水的方式，检查设备是否正常工作，包括注浆管路、压力表等。

步骤四、掘进第二通道2。采用掘进机或者炮掘方式对第一通道1卧底至煤层底板5之间掘进形成第二通道2，并对两帮进行锚杆+金属网+钢筋梯子梁支护，间排距为800×800mm，待采煤体侧帮用可回收预应力锚杆20进行支护，可回收锚杆20选用螺旋式可回收锚杆，即利用自旋锚杆杆体22上的旋丝23和紧固件提供的摩擦力和预紧力对围岩进行支护。其余参数同第一通道1要求，支护断面如图5所示。

可回收锚杆20，即可回收预应力锚杆结构示意图如图6所示。可回收锚杆20前端为挤压旋进锥头21，长度n＝50mm，自旋锚杆杆体22直径为20mm，自旋锚杆杆体22上布满旋丝23，旋丝间距m为30～40mm，旋丝高度为4～7mm。后端通过对预紧螺母24施加扭矩将碟形托盘25紧贴围岩表面26，达到对可回收锚杆20施加预紧力的作用。该锚杆为钻锚一体化锚杆，即无需使用锚固剂，依靠以及软弱围岩的初期变形快以及钻孔孔径与杆体公称直径相近的特点实现预紧力和保证锚固力。

步骤五、掘进第三通道3。采用掘进机或者炮掘方式对第二通道2待采煤体侧帮进行扩帮形成第三通道3，对顶板进行锚杆+锚索+金属网+钢带联合支护，顶板锚杆和锚索布置在同一断面内，且与第一通道1帮部支护锚杆、索所在断面错开半个排距，即400mm，其中锚索紧跟掘进迎头施工。顶板三根锚索间排距为1500×1600mm，其余参数同第一通道1顶板支护要求。

待采煤体侧帮用锚杆+双抗网支护，锚杆选用玻璃钢锚杆27，玻璃钢托盘选用球壳厚度和高度分别为7mm和18mm的托盘。支护断面如图7所示。

步骤六、对注浆工程加固效果进行检查，可采用对第三通道3顶板岩层进行钻孔窥视检查的方法，观察顶板岩层裂隙充填情况；对支护参数进行优化分析，主要是通过对顶板岩层离层进行监测，查看顶板整体的稳定性，调整支护参数。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明的任何限制，凡是根据本发明的技术实质对以上实施例所做的任何简单的修改变更以及等效结构变化，均属于本发明的技术方案的保护范围内。