张雪峰

（山西新景矿煤业有限责任公司，山西 阳泉 045000）

1 概 况

新景矿9 号煤层9109 工作面地表位于深脚河以东，芦湖梁以南，芦南风井及芦湖沟以西，桃河以北，属山坡、山梁、沟谷地段。井下位于9 号煤芦南区北翼东部，东为芦南风井及芦南新建副立井，南为9108 工作面（已采）、9109 工作面（正掘），西为9115 工作面（未掘），北为芦北风井。工作面上覆3 号煤层71114、71116、71118 工作面已开采，6 号煤层不可采，8 号煤层2110、2112、2114、2116 工作面已采；下伏12、13、15 号煤层均未开采。

9109 工作面地面标高890—1 048 m，工作面标高478—525 m，盖山厚度379～540 m，煤层倾角3°~ 13°，平均8°；煤层厚度1.99～3.1 m，平均厚度为2.52 m；工作面所掘9 号煤层赋存较稳定，厚度变化较大，结构中等，属中灰、中硫、中磷的无烟煤，煤层以半亮煤为主，内生裂隙发育。

9109 工作面回风巷及瓦斯治理巷西部为一倾向SW 的单斜构造，煤层倾角6°~14°；东部为一轴向NW 的背斜构造，煤层倾角3°~10°。

根据上覆3 号、8 号煤层采掘资料综合分析，回风巷及瓦斯治理巷开口向东掘进630 m 时可能揭露陷落柱，也可能揭露其它伴生地质构造。

9 号煤层预计绝对瓦斯涌出量0.78 m3/min，煤尘无爆炸危险性，自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层，平均地温梯度值为1.6～2 ℃/hm，属地温地压正常区，无高温热害。

9109 工作面回风巷及瓦斯治理巷开采9 号煤层沿9 号煤顶板掘进，回风巷及瓦斯治理巷采用梯形断面，上口净宽3.2 m，荒宽3.58 m，下口净宽4.3 m，荒宽4.668 m，巷道净高2.72 m，荒高2.9 m。两巷煤柱宽度为10 m，横贯采用梯形断面，上口净宽2.0 m，荒宽2.38 m，下口净宽3.3 m，荒宽3.668 m，巷道净高2.62 m，荒高2.8 m。

工作面煤层直接顶为砂质泥岩，与上覆8 号煤层间距较小，在2.70~7.00 m，平均约4.22 m，为近距离煤层，详见表1。

表1 9109 工作面顶底板情况Table 1 Roof and floor situation of 9109 working face

2 巷道支护方式

2.1 顺槽巷道支护方式

9109 回风巷及瓦斯治理巷采用梯形断面，顶部支护采用锚杆（锚索） +经纬网+W 钢带+梯形金属棚联合支护。梯形铁棚采用11 号矿用工字钢定制，梯形棚上口净宽3.2 m，荒宽3.58 m，下口净宽4.3 m，荒宽4.668 m，棚腿与水平面夹角为78°。顶部采用“井”字勾盘，帮部采用插花勾盘，背板使用φ140 mm×1 000 mm 两开木，背板两头超出工字钢50 mm，背板要与工字钢（棚梁及棚腿） 成90°摆放。

2.1.1 采空区下支护方式

顶部支护采用锚杆+经纬网+W 钢带+梯形金属棚联合支护，梯形棚棚距为1 000 mm。

顶锚杆选用500 号φ20 mm×2 000 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆尾螺纹为M22，每排布置5 根，间距770 mm，排距为800 mm。

帮锚杆选用500 号φ20 mm×2 000 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆尾螺纹为M22，间距800 mm，排距为900 mm，最上一排距顶板300 mm，最下一排距离底板800 mm。

2.1.2 过上覆空巷期间及前后5 m 巷道支护方式

采用锚杆+ 经纬网+W 钢带+ 梯形金属棚联合支护，钢带选用3 400mm 的5 眼钢带，顶锚杆选用500 号φ20 mm×2 000 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆尾螺纹为M22，每排布置5 根，间距770 mm，排距为800 mm。帮锚杆排距为900 mm，间距800 mm，左右两帮各布置3 根锚杆，最上一排距顶板300 mm，最下一排距离底板不大于800 mm。

梯形棚棚距为800 mm。

2.1.3 煤柱下过巷前后5 m 巷道支护方式

采用锚索+W 钢带+ 经纬网+ 梯形棚联合支护。钢带选用3 400 mm 的5 眼钢带，顶锚索选用φ21.6 mm×8 200 mm，每排布置5 根，间距770 mm，排距为800 mm。帮锚杆排距为900 mm，间距800 mm，左右两帮各布置3 根锚杆，最上一排距顶板300 mm，最下一排距离底板不大于800 mm。

梯形棚棚距为800 mm。

2.1.4 过煤柱期间巷道支护方式

过煤柱期间采用锚索+W 钢带+经纬网+梯形棚联合支护。钢带选用3 400 mm 的5 眼钢带，顶锚索选用φ21.6 mm×8 200 mm，每排布置5 根，间距770 mm，排距为800 mm。帮锚杆排距为900 mm，间距800 mm，左右两帮各布置3 根锚杆，最上一排距顶板300 mm，最下一排距离底板不大于800 mm。

梯形棚棚距为1 000 mm。

2.1.5 巷道层间距不足2 m 时支护方式

9109 回风巷、瓦斯治理巷在层间距大于2 m但小于6 m 时，采用锚杆+经纬网+W 钢带+套支梯形棚联合支护，排距800 mm，棚距1 000 mm，顶板破碎时缩小棚距施工。层间距不足2 m时，采用锚杆+经纬网+W 钢带+套支梯形棚联合支护，帮部支护方式为锚杆+经纬网+W 钢护板联合支护，顶锚杆排距600 mm，帮锚杆间距600 mm，棚距600 mm。顶部更换为长度1.8 m 的锚杆施工，保证锚杆锚注合格。

2.2 交岔口处支护方式

交岔口施工时，将原顺槽巷道内位于开口处的梯形棚逐架更换为木棚并支设抬棚（抬棚棚腿基础为200 mm），在抬棚前后5 m 范围内棚梁下合适位置支设加强木柱。支设木柱（加强木柱）后，将交岔点处及前后5 m 范围内的棚梁棚腿及木柱用铁丝和防倒绳与顶板固定牢靠。具体布置方式如图1 所示。

图1 木棚及抬棚设计支护Fig.1 Design support of timber shed and lifting shed

3 支棚安全技术措施

3.1 支设抬棚安全技术措施

（1） 支棚段开口、透口处施工，在巷道原支设梯形金属棚之间支设木棚进行支护。在交叉口处及前后5 m 范围内梯形棚梁和木棚梁下距煤柱帮500 mm 位置贴帮木柱、巷中支设中路柱，挖好柱窝、保证每根木柱起到作用，并在交岔点处的棚梁棚腿及木柱用铁丝或防倒绳与顶板固定牢靠。

（2） 回棚腿时，先将棚上方的活矸危石处理干净，重新构盘好顶板后，方可回棚腿，逐架拆掉开口处梯形棚及木棚的棚腿，回完一架后，重新观察顶帮，无异常后再继续回腿。

（3） 回腿后，挖抬棚基础，支设抬棚，支棚时，先立好棚腿，棚梁用导链起吊安装，抬棚上口宽5.0 m，下口宽6.0 m，木抬棚高2.7 m，木抬棚棚腿基础200 mm。

（4） 抬棚棚腿必须支在实底上，抬棚支设必须保证梁、腿接合严密吻合，在腿上距梁腿接口0.5 m 处各钉一道大钯锯，梁腿里外接口处各钉一道小钯锯，钯锯必须固定牢固；木棚要砍合适的凹口进行搭接；抬棚棚梁与木棚、梯形棚梁间顶帮构盘维护好。

（5） 支设起抬棚后，再支设锁扣棚，锁口棚数量根据现场地质条件合理支设。

（6） 支棚时要防止合楞、吊口，后空后硬，偏肩射箭，前闯后翻。

（7） 木棚及锁口棚要采用木背板花背构盘，顶帮要构盘密实。木棚及锁口棚支起后，在腿、梁结合处两侧各用钯锯将棚腿梁固定。木棚及锁扣棚棚距800 mm，棚梁之间使用钯锯、撑木固定，棚退之间使用钯锯固定。棚梁固定3 道钯锯（在梁正中及梁头各一道钯锯），棚退之间每侧固定2 道钯锯，间距1 m。

（8） 贯通后将透口侧顶帮维护好，先将方透口侧的活矸危石处理干净，并重新构盘好顶板后，方可回棚腿，棚腿要回完一架后，重新观察顶帮，无异常后再继续回腿。

（9） 木棚支护要求。

支设木棚时，要相互配合，注意观察周边情况，预防发生磕碰情况。支设木棚起吊棚梁时，连接环戴锁具固定在锚索上做导链固定环，起吊棚梁要用2 部导链分别起吊棚梁两头，棚梁要用编制的绳环起吊，严禁用铅丝或单股钢丝绳起吊棚梁。在起吊过程中，无关人员严禁在棚梁附近及下方逗留。木棚要采用木背板花背构盘，顶帮要构盘密实。木棚支起后，在腿、梁结合处两侧各用200 mm 长扒锯将棚腿梁固定住。木棚采用扒锯做拉钩，在梁正中及梁头各一道扒锯，在棚腿中部一道，撑木打在梁头处。

3.2 支设木棚安全技术措施

（1） 顶部背板为井字形构盘，帮部背板为插花构盘。棚梁上空顶部分用破板井字形构盘接顶并用木楔背紧，两帮用背板充填饱满。

（2） 棚腿基础深度为100 mm，支架腿必须下到实底，底板松软或煤层时，要及时穿鞋。

（3） 棚梁上空顶部分用破板井字形构盘接顶并用木楔背紧，两帮用矸石充填饱满。

（4） 棚与棚之间“五拉两撑”必须齐全，严禁出现前倾后仰、射肩、顺肩等不合格现象。支棚时要有迎山角，倾斜巷道每增加5°支架迎山角增加1°。

（5） 若帮部围岩较破碎时，根据帮部围岩情况挂满经纬网。

（6） 支棚时必须搭设牢固可靠的工作平台，平台用φ200 mm 的圆木柱和横梁，用双股8 号铁丝捆绑，不少于3 圈并绑扎牢固，梁上铺不小于50 mm 厚架板，施工人员在架上作业。工作平台必须搭设牢固可靠，施工人员上台作业前，必须经相关负责人员检查，无问题后，方可上台作业，架上作业时，退路必须畅通。操作人员站在上面操作，操作过程中严禁有人在作业点5 m 范围内来回走动。

（7） 支棚工作不少于5 人操作，2 人扶腿，3人平台上棚梁。

（8） 若支棚段顶板破碎，需对顶板进行加强支护，支设一排中路柱。木柱支设在棚梁下，紧跟掘进机桥架后。木柱支设时不得少于3 人作业，打柱时，先处理干净顶板活矸，刨好柱窝，然后立柱，安排专人扶好柱，打锤时不得用力过猛，注意前后人员，保持一定安全距离。

（9） 严格执行敲帮问顶制度，帮部支护必须紧跟煤头，掘一排支一架，支棚严禁滞后。

4 支护效果

9109 工作面掘进巷道棚式支护的现场支护效果如图2 所示。

图2 9109 工作面掘进巷道棚式支护的现场支护效果Fig.2 Field support effect of shed support in heading roadway of 9109 working face

图2（a）、图2（b） 为支棚巷道，棚距为800 mm 时，梯形金属棚支护效果图，棚腿出现踢腿、外鼓现象；图2（c）、图2（d） 为棚距为1 000 mm 时梯形金属棚支护效果图，梯形棚棚梁和棚腿出现严重弯曲。从现场实际经验得知，巷道在近距离煤层下掘进采用棚式支护时，梯形棚棚距800 mm 时支护效果最佳，顶帮来压时可在棚梁下方合适位置支设木柱进行加强支护，棚腿可在下部打设帮锚索进行加强支护。

5 结 语

综上所述，近距离煤层掘进巷道的安全开采，新景矿在上覆8 号煤采空区及煤柱下开采9 号煤，顺槽巷道最优支护方式为锚杆（锚索） +经纬网+W 钢带+梯形金属棚联合支护，梯形棚距最优为800 mm。交岔口支护方式为支设木棚及抬棚进行支护。若支棚段顶板破碎，需对顶板进行加强支护，支设一排中路柱，木柱支设在棚梁下合适位置。其次在掘进过程中，顶板层间距小于锚杆支护长度，要求每个生产班必须及时探测层间距，根据层间距合理选择支护方式。每班进行层间距的探测，必须坚持湿式打眼，打眼时先送水后开钻，严禁无水开钻。当探测实际层间距小于2 m时，要将孔眼进行封堵，以免上覆采空区有害气体涌出。此次研究为采空区下掘进巷道安全开采提供了经验借鉴。