“110工法”技術在店坪煤業的應用分析

郭 暉

(霍州煤電集團 呂梁山煤電有限公司方山店坪煤礦， 山西 呂梁 033102)

店坪煤礦設計年生產能力260萬t，9-2092工作面副巷位于+830 m水平二采區西翼，西為井田邊界，東為+830 m系統大巷。煤層厚度較穩定，從開口到600 m煤層厚度穩定為3.0～3.1 m，610～750 m煤層厚度從3.0 m逐漸變薄為2.8～2.95 m，760～1 300 m煤層厚度穩定為3.0 m，之后到切巷煤層變厚為3.2 m. 煤層坡度從開口到284 m煤層為1°～6°下山且坡度逐漸減小，284～630 m為1°上山，630～924 m為1°～3°下山且坡度逐漸增大，924 m至切巷為1°～3°上山且坡度逐漸增大；切巷由副巷開口至正巷煤層整體為1°上山。由于采用了預留煤柱成巷技術，因此導致前期煤炭綜采效率和回采率不足，嚴重影響了店坪煤礦的可持續生產能力。

結合煤礦可持續發展需求，采用何滿潮院士團隊提出的以“110工法”為核心的切頂卸壓無煤柱開采技術[1].

1 110工法原理

切頂卸壓無煤柱開采技術概括為“切得開、拉得住、支得好、下得來、護得住”，即：采用爆破預裂技術切開頂板形成短臂梁，利用恒阻錨索和配套的滯后支架技術控制頂板下沉量，用U型鋼掛網擋矸形成巷幫，通過采用自動在線監測技術實現對綜采作業過程中礦壓情況的及時監測和預警，在實際使用過程中主要分為以下幾個工序：

1) 工作面回采前，在預留巷道超前施工恒阻錨索主動補強支護，并沿巷道肩角施工切頂眼，進行爆破切頂預裂，保證回采后頂板及時卸壓形成短臂梁，減小了頂板壓力。

2) 工作面采過后，及時在礦壓未穩定區支設門架進行被動臨時支護，以控制頂板下沉變形，并沿切縫線掛網、支設U型鋼進行擋矸護幫，保證采空區頂板垮落后，沿切縫斷裂、充填成新巷幫。

3) 留巷區頂板卸壓、巷道穩定后，采用門架搬運車整體回撤、搬移、支設門架，既提高了支護效率和安全保障，又降低了職工勞動強度。

4) 留巷壓力穩定回撤門式支架后，人工定點對成巷段巷道規格、有毒有害氣體進行定期監測、分析，確保安全。

110工法主要包括了NRP恒阻錨索支護技術、頂板定向預裂切縫技術、擋矸護幫臨時支護技術、遠程實時在線自動監控技術4個部分，有效提升綜采作業過程中的安全性和經濟性，推動井下高效綜采水平的進一步提升。

2 NPR恒阻錨索補強支護方案

在利用NPR恒阻錨索支護時，首先需要采用高預應力錨索對處于塑性變形階段的圍巖進行加強，避免圍巖受力進一步變化，隨著礦壓波動和綜采擾動情況下集聚在圍巖內的能量不斷被釋放，應力值逐漸增加，直到達到NPR恒阻錨索的支護工作阻力，然后錨索在應力作用下繼續變形，通過自身形狀的改變吸收巖石釋放的能量，由于該錨索自身的結構特性，在高阻力下能夠確保圍巖始終處于一種比較穩定的態勢，因此可以避免頂板塌方、變形等，提高圍巖的穩固性。

結合該煤礦井下實際情況，9-2092綜采面采用3列錨索進行加強支護，第一列錨索間距1 m，并采用3 400 mm×300 mm×4眼的W鋼帶進行聯鎖支護，第二列與第一列錨索并排布置，第三列錨索設置到巷道的中間位置。

頂錨索采用d21.8 mm的鋼絞線，錨索長度根據頂板巖性確定，以錨固到穩定巖層上方1.5 m為依據，每根錨索采用1條CKb2340型錨固劑與2條z2360型錨固劑進行錨固，托板采用300 mm×300 mm×12 mm的鋼板，采用KM22型索具。

幫錨索采用d18.9 mm的鋼絞線，2排布置，上排錨索長度為4.2 m，下排錨索長度為4.2 m，每根錨索采用1條CKb2340型錨固劑與2條z2360型錨固劑進行錨固。托板采用300 mm×300 mm×12 mm的鋼板，索具采用KM19型索具。上排幫錨距頂1.2 m，與煤壁夾角為45°，錨索間采用規格為3 400 mm×220 mm×4眼的W鋼帶進行聯合支護，下排幫錨索與第一排錨索插花布置，距頂2.2 m，與煤壁夾角為30°，井下支護結構見圖1.

圖1 巷道錨索支護圖

3 頂板定向預裂切縫方案

由于頂板硬度大，無法自行垮落，在采空區形成一個很大的懸空體，在礦壓波動或綜采擾動情況下將出現不定時的垮塌，給綜采作業安全帶來隱患。因此，采用頂板定向預裂切縫技術[2]，控制頂板的垮落，提高綜采作業的安全性和效率。

根據9-2092巷頂板的整體煤巖分布情況，為最大限度地保證留巷寬度，切縫孔布置在巷道輪廓線肩角處，切縫深度取9 m，角度取19°，孔間距500 mm.

目前礦井采用d48 mm的鉆頭切縫孔，孔內安裝外徑為42 mm、內徑為36.5 mm、長度為1.5 m的雙向聚能管；采用二級煤礦乳化炸藥(每條藥卷重0.3 kg)、煤礦許用毫秒延期電雷管和FD200(B)多功能發爆器進行爆破。為了滿足爆破效果，根據實際爆破驗證，砂巖每米使用0.8～1 kg炸藥，砂質泥巖每米使用0.4～0.6 kg炸藥，煤與泥巖每米使用0.2～0.4 kg炸藥。結合井下實際情況，確定9-2092工作面每個切縫孔采用4.8 kg炸藥進行爆破，裝藥結構為4-3-3-4-2，即每孔采用5根聚能管，5個同一段位的電雷管從孔底到孔口的5根聚能管依次裝4條、3條、3條、4條、2條藥卷，聚能管中的空氣柱超過40 cm，采用水炮泥代替，封泥長度為1.5 m.

由于頂板存在一定的破碎性，因此采用2種不相鄰段位的電雷管，一次起爆6個連續的切縫孔，其中前3個相鄰的切縫孔中的電雷管為同一個段位，后3個切縫孔中的電雷管為另一個段位。

斷層前后10 m范圍爆破時，采用2種不相鄰段位的電雷管，一次起爆4個連續的切縫孔，其中前2個相鄰的切縫孔中的電雷管為同一個段位，后2個切縫孔中的電雷管為另一個段位，同時將最下一根聚能管裁成1 m，封泥長度變更為2 m. 其井下切縫孔施工見圖2.

圖2 井下頂板定向預裂切縫施工圖

通過采用頂板定向預裂切縫方案，能夠根據預留巷道頂板巖性及時調整切頂眼間距、角度及裝藥量和爆破眼孔數量等爆破參數，并每天間隔窺視切頂眼爆破效果，基本保證了頂板隨采隨落，局部最大懸頂面積未超過8 m2，為實現及時卸壓、保證留巷質量創造了基礎條件。

4 留巷擋矸支護

為了適應新的切頂卸壓無煤柱開采技術，需要對留巷結構進行加強，提高綜采作業過程中的穩定性，在對多種留巷擋矸方案進行分析后，最終提出了一種新的加強結構的留巷擋矸方案[3]. 留巷采用1.5 m與2.5 m的29U型鋼頂底節搭接進行擋矸支護，擋矸支護超前支架切頂線1 m，每500 mm布置一架，向巷道內邁步200 mm，頂節圓鋼插入切縫預裂孔15 cm以上，為防止采空區垮落的大塊矸石將U型鋼砸出，在支架后方采空區頂板未垮落及填充高度較低區域采用戧柱+圓木進行配合擋矸。當采空區頂板垮落填充至巷道高度(2.7 m以上)時，可將擋矸戧柱進行前移。

為了提高擋矸的效果，在兩側設置有鋼筋網，鋼筋網采用5 mm的鋼筋焊制，規格為1 100 mm×1 600 mm，每排鋪設2片鋼筋網，鋼筋網短邊與頂網相連，長邊與幫網相連，當頂板破碎時，在拉架過程中直接在支架前梁上鋪設一張鋼筋網，并與頂網相連，保證U型鋼支設期間的頂板安全，鋼筋網采用搭接10 cm的方式進行連接，要求逢格必連。該留巷擋矸方案見圖3.

圖3 井下留巷擋矸結構示意圖

5 礦壓遠程實時監測及預警

為了進一步提升支護在綜采作業過程中的可靠性，店坪煤礦建立了礦壓遠程動態監控及預警體系，在井下巷道縱深、頂板及圍巖四周增加振動傳感器，對綜采作業過程中的礦壓波動情況進行實時監測，采用數據總線方式進行傳輸，數據收集后存儲在該礦數據中心內對礦壓波動趨勢進行分析預警，同時將分析結果通過無線傳輸方式傳遞到深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室監測預警中心，該礦壓遠程實時監測及預警體系整體結構見圖4.

圖4 井下礦壓監測及預警體系圖

6 應用效果分析

對采取該綜采工藝方案前后巷道頂板和兩幫位移數據進行了對比，結果見圖5.

由圖5可知，在井下巷道內頂板的最大下沉量約為248 mm，巷道兩幫的最大移近量約為246 mm，巷道的整體變形量小于10%. 而且通過監測分析可知，在巷道0～60 m為頂板運動的劇烈階段，在巷道60～160 m為頂板運動緩慢階段，待巷道距離超過160 m后巷道頂板進入穩定階段。

店坪煤礦9-1012巷是第一條采用該新技術的巷道，項目總投資為1 925.12萬元，與傳統的留煤柱護巷開采工藝相比，能夠減少一條長度為1 088 m的巷道，節約費用為599.27萬元。與傳統的煤柱護巷相比，按20 m的護巷煤柱計算，一個采高為3.1 m，長度為942 m的巷道可以多采煤8萬t，直接創收可達6 240萬元以上。

圖5 不同支護下巷道圍巖變化情況圖

目前該綜采技術方案已經在3個綜采面投入了應用，累計留巷3 603余米，少掘巷道3 603余米，復用巷道1 914余米，累計多回收煤柱資源20萬t，創造經濟效益14 000萬元。

7 結 論

針對店坪煤礦采用預留煤柱支護方案所存在的綜采效率低、煤炭回采率不足的現象，采用一種新的切頂卸壓無煤柱開采技術，該技術以“110工法”為核心，主要包括NRP恒阻錨索支護技術、頂板定向預裂切縫技術、擋矸護幫臨時支護技術、遠程實時在線自動監控技術等4個部分，實現了對井下綜采作業方案的跨越式升級。