大斗溝煤礦切頂卸壓沿空留巷技術研究及應用

段 超

(晉能控股煤業集團 生產技術部，山西 大同 037300)

1 工程概況

大斗溝煤礦主采2號煤層，煤層平均埋深490 m，煤層厚度 2.1～2.8 m，屬于中厚煤層，煤層傾角2～6°，全區穩定可采。煤層直接頂為均厚4.8 m的泥質粉砂巖，基本頂為均厚13.1 m的中粒砂巖，直接底為均厚10.5 m的泥質粉砂巖，基本底為粉砂巖，平均厚度6.6 m。

8306綜采工作面位于三盤區東部，可采走向長度1 862 m，傾向長度180 m，工作面巷道設計規格為5.5 m×3.6 m，矩形斷面，采用錨網索聯合支護方式。為提高煤炭資源回收率并緩解采掘接替緊張的局面，決定在8306工作面膠運巷道實施切頂卸壓沿空留巷技術，形成2條巷道進風，1條巷道回風的Y型通風系統。

2 切頂卸壓技術

2.1 工藝流程

切頂卸壓沿空留巷技術工藝流程如圖1所示。

在巷道補打恒阻大變形錨索，控制上覆巖層的變形下沉，提高頂板的自承載性，見圖1(a)；超前工作面一定距離在運輸巷主幫上方頂板巖層打切縫孔，預裂爆破將巷道頂板與采空區側頂板的應力傳遞切斷，使巷道處于低應力區，見圖1(b)；隨著工作面的回采，采空區側頂板沿著切縫垮落，在擋矸支護的作用下垮落矸石及巖層形成巷幫，受回采動壓影響，留巷段需采用單體支柱進行臨時補強支護，見圖1(c)。

圖1 切頂卸壓技術工藝流程

2.2 關鍵技術參數

2.2.1 切頂高度

切頂高度計算方式見式(1)：

H縫=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(k-1)

(1)

式中：ΔH1為頂板下沉量，m；ΔH2為底鼓量，m；k為巖層碎脹系數，1.3～1.5；

根據頂板巖性可知，直接頂為泥質粉砂巖，碎脹系數為1.31，基本頂為中粒砂巖，碎脹系數為1.41，本設計k為1.36，在不考慮底鼓及頂板下沉的情況下，按工作面最大采高H煤為2.8 m計算得出切頂高度H縫=7.8 m。

2.2.2 切頂角度

合理的切頂角度應使巷道采空區側頂板及時垮落的同時，還能保證巷道的穩定性。

頂板定向預裂切縫鉆孔角度應根據工作面采高確定，符合下列規定： 當煤層采高≤1 m時，切頂角度為15～20°；當煤層采高>1 m時，切頂角度應為10～15°。8306綜采工作面煤層厚度為2.1～2.8 m，取切頂角度為15°。

3 工程實踐

3.1 補強錨索支護設計

1) 補強錨索長度設計。為防止巷道頂板在切頂及回采動壓影響下發生劇烈下沉，需通過恒阻補強錨索對基本頂進行加固。其中，補強錨索長度計算見式(2)：

L=H切+(1.5～2.5)

(2)

式中：L為補強錨索長度，m；H切為切頂高度，m。

即補強錨索長度通常比切縫高度長1.5～2.5 m，基本切頂高度為7.8 m，本設計中補強錨索長度取10.3 m。

2) 補強錨索間排距設計。在巷道原支護的基礎上補打2排補強錨索，采用錯位形式布置。在距巷道主幫450 mm處布置第一排補強錨索，間距1 500 mm；在距巷道主幫1 450 mm處施工第二排補強錨索，間距3 000 mm。

3) 補強錨索連接及型號設計?？棵罕趥鹊谝慌叛a強錨索每相鄰3根補強錨索之間用長3 400 mm鋼帶連接，相鄰2條鋼帶搭接400 mm，以提高頂板的整體強度。此外，考慮到切縫參數及巷道原設計支護方式，設計補強錨索直徑取21.8 mm，長度取10 300 mm，設計錨固力520 kN,預緊力不小于290 kN，錨固段長度不小于1.2 m。

巷道補強支護設計如圖2所示。

圖2 補強支護斷面(mm)

3.2 爆破參數

為了取得良好的預裂爆破效果，需在井下進行現場爆破試驗，采用礦用D35 mm×180 mm的二級乳化炸藥，分別對炮孔裝藥量、炮孔間距及一次起爆數量進行試驗分析。根據礦井實際條件，選擇在距開切眼20～70 m范圍內進行單孔爆破及多孔聯動爆破試驗，共分8段爆破，其中單孔爆破6段，每段5 m，共30 m，根據單孔爆破試驗結果確定出合理的裝藥量和孔底封泥長度；在50～70 m范圍內進行多孔間隔聯動爆破試驗，觀察起爆后相鄰爆破間的裂縫擴展是否達標，最終確定一次起爆炮孔數量為3個，炮孔間距500 mm，單孔裝藥量為2.8 kg，封泥長度2.7 m。爆破試驗方案及炮孔裝藥結構如圖3所示。

圖3 炮孔參數設計和裝藥結構示意(mm)

3.3 擋矸支護及臨時支護

3.3.1 擋矸支護

架后擋矸支護設計采用“單體液壓支柱+29U型鋼+鋼筋網”的聯合支護形式。在液壓支架切頂線后0～290 m范圍內。其中擋矸側單體液壓支柱間距、29U型鋼的間距均為500 mm，成組布置，并在采空區和29U型鋼之間鋪設菱形金屬網。

3.3.2 擋矸支護

工作面附近臨時支護劃分為3個區：超前支護區、架后臨時支護區、成巷穩定區。超前支護、架后臨時支護如圖4所示。

圖4 巷道超前支護及架后支護示意(mm)

1) 超前支護區。工作面頭巷(沿空段)超前工作面10 m范圍內，采用“一梁六柱”形式進行支護，距工作面10～50 m范圍采用“一梁四柱”形式進行支護，單體液壓支柱柱距根據現場進行調整，所有單體液壓支柱使用0.8 m π型頂梁，頂梁沿走向排列，配合使用防倒防墜裝置。

工作面尾巷超前工作面50 m，采用“三梁三柱”形式進行支護，排距1 m，第一排距工作面煤壁1.1 m，使用0.8 m π型頂梁，頂梁沿巷道走向排列；第二排距第一排0.8 m，第三排距第二排2.6 m，距另一側煤壁0.7 m，使用0.8 m π型頂梁，頂梁垂直巷道走向排列，單體液壓支柱均配合使用防倒防墜裝置。

2) 架后臨時支護區。在工作面推進過程中，尾巷沿空留巷段受到動壓影響，架后臨時支護區采用單體液壓支柱“四梁四柱”形式進行支護，排距1 m，第一排距切頂線1.1 m，使用0.8 m π型頂梁，頂梁沿巷道走向排列；第二排距第一排0.8 m，第三排距第二排0.9 m，第四排距第三排1.7 m，距另一側煤壁0.7 m，使用0.8 m π型頂梁，頂梁垂直巷道走向排列，單體液壓支柱均配合使用防倒防墜裝置；架后臨時支護距離為290 m。

3) 成巷穩定區。在回采過程中根據留巷段頂板情況及礦壓監測情況決定臨時支護的回撤時間和回撤距離，成巷穩定區為架后臨時支護區290 m之后，成巷穩定區域內所有單體液壓支柱全部回撤。

4 應用效果分析

在現場采用該技術后，頂板垮落及時，采空區充填較實，巷道整體較穩定。為分析預裂切頂留巷的卸壓效果，沿工作面傾向將支架分為三個部分，分別為切縫側支架、中部支架及未切縫側支架，每部分選取5臺支架監測其工作阻力，監測時長為28 d，監測結果如圖5所示。

圖5 工作面液壓支架最大工作阻力變化曲線

由圖5可知，工作面中部區域來壓強度較高，中部液壓支架工作阻力最大值為41.11 MPa，平均32.3 MPa；未切縫側支架最大工作阻力值為40.07 MPa，平均31.8 MPa，相對工作面中部來說，該區域來壓強度較?。磺锌p側支架的工作阻力最大值為35.5 MPa，平均27.9 MPa，該區域來壓強度最小，且切縫側支架最大工作阻力的平均值比未切縫側減小了12.3%.由此可知，切頂留巷技術的卸壓效果明顯，可以有效降低來壓強度。

5 結 語

1) 根據大斗溝煤礦8306綜采工作面的工程地質條件，結合切頂卸壓技術原理，確定出合理的切頂高度為7.8 m，切頂角度為15°。

2) 通過井下現場試驗確定出合理的爆破參數為：單次爆炮孔數量為3個，炮孔間距500 mm，單孔裝藥量為2.8 kg，封泥長度2.7 m。

3) 對巷道超前段及架后段的臨時支護進行了設計。由現場觀測結果可知，實施該技術后，切縫側支架最大工作阻力的平均值比未切縫側減小了12.3%，卸壓效果明顯。