大同礦區切頂卸壓沿空留巷技術應用

孟佑輝

（晉能控股煤業集團大斗溝煤業有限公司 山西 大同 037026）

0 引言

沿空留巷就是采用一定的技術手段沿著采空區邊緣在原順槽位置將上一區段的順槽重新支護留給下一區段使用，因此提高無煤柱工作面留巷段巷道穩定性至關重要，就需要從巷道補強支護、擋矸支護、切頂預裂、沿空留巷支護等綜合技術進行分析研究。

1 概述

同忻三盤區山2號層8201工作面采用無煤柱采煤法，面長180 m，可采走向長1 270 m，工作面埋深450 m～510 m，基本頂巖性為中粗粒砂巖，厚度19.2 m～25.1 m，直接頂巖性為粉細砂巖，厚度為12.8 m～19.8 m，偽頂巖性為泥巖，厚度0.33 m～0.86 m，直接底巖性為粉細砂巖，厚度0.78 m～1.16 m；皮帶運輸巷、輔助運輸巷巷道斷面規格均為5.2 m×3.6 m，采用錨網索聯合支護，頂錨索使用?17.8×9 300 mm 鋼絞線，間排距1 600 mm×3 000 mm，頂錨桿使用?22×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×1 000 mm，幫錨桿使用?20×2 000 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm；在輔助運輸巷進行沿空留巷技術，采用“切頂卸壓+補強錨索支護+U29 型鋼擋矸支護”的方法，在山2#層同忻三盤區8201 無煤柱工作面5201巷進行沿空留巷工作。

2 補強錨索加強支護設計

2.1 補強錨索長度計算

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩定性，在對巷道頂板進行切頂前采用錨索補強加固。其中補強錨索長度計算可根據經驗公式計算：

式中：LH—補強錨索長度，m；

HF—切縫深度，m。

HC—為工作面采高，m。

即恒阻錨索長度通常比切縫高度長2 m，以采高2.7 m 計算，那么補強錨索的長度為9.02 m，同時為確保穩定在穩定巖層中不低于1.6 m，查看頂板柱狀圖可以確定直接頂為7.2 m～8.3 m，錨索長度選擇10.3 m符合設計要求。

2.2 錨索間排距設計

單位面積內補強錨索的數量計算：

式中：

Pn—單位面積內頂板壓力，kN；

P0—補強錨索恒阻值，kN，取252 kN;

K—安全系數，取1.1～1.3，取1.3。

經過計算，每平方米需要1.13 根?21.8 mm 的錨索，我們設計中在原支護基礎上共布設2 列，采用“三花型”布置。第一列錨索距8201煤壁幫650 mm，排距1 500 mm；第二排距第一列1 150 mm 為補打，排距3 000 mm，符合上述計算要求。

在工作面正?；夭汕凹肮ぷ髅媲醒?、5201巷預裂切頂前，在工作面超前不小于150 m 施工補強錨索加固巷道，并在靠近煤壁側一排補強錨索上沿著巷道走向添加3.4 m鋼帶提高整體支護性能[1]。（見圖1）

圖1 巷道補強支護實物圖

3 頂板預裂爆破

在保證補強支護超前預裂切縫施孔不小于50 m的前提下，按工作面推進方向，對5201 巷巷道至少超前工作面回采50 m 完成爆破預裂，一次起爆5 m 范圍內的炮孔，確保形成切頂卸壓預裂切縫線[2]。

3.1 爆破使用材料

雙向聚能管采用特制聚能管，外徑為42 mm，內徑為36.5 mm，管長1 500 mm。采用煤礦許用三級乳化炸藥，規格為直徑?35×300 mm/卷，電雷管采用同一段煤礦許用毫秒延期電雷管。炮眼封泥必須使用水炮泥，炮袋使用規格?42×500 mm牛皮紙炮袋。

3.2 預裂爆破分區

開切眼至600 m 切縫孔深為9.5 m。安裝5 根聚能管，封土1.8 m～2.0 m，在施工過程中根據采空區塌落情況采用過5+3+3+3+1和4+3+3+3+2裝藥結構，一次起爆8個孔。

從600 m 至停產線切縫孔深為8.1 m/9.5 m。安裝4 根聚能管，封土2.1 m，裝藥結構采用4+3+3+2，根據采空區垮落情況采用過4+4+3+3 和5+4+3+3+1，一起起爆5～8個孔。

3.3 試驗情況

3.3.1 預裂方案一（孔深9.5 m，距開切眼50 m～100 m）

表1 距開切眼50 m～100 m試驗區切頂預裂爆破參數

采空區懸板相對沒有明顯改善，仍在15 m 左右。為進一步改善采空區懸板長度過長、可控性低的問題，決定在孔深不變的情況下，增加孔底裝藥量、適當縮短孔間距進行下一步試驗，見圖2。

圖2 預裂方案一窺視圖

3.3.2 預裂方案二（孔深9.5 m，距開切眼100 m～150 m）

表2 距開切眼100-150m試驗區切頂預裂爆破參數

經對采空區懸板觀測統計，懸板也有明顯減少，并呈規律性垮落。

3.3.3 預裂方案三（孔深8.1 m，距停采線600 m～500 m）

表3 距停采線600 m～500 m試驗區切頂預裂爆破參數

對采空區進行觀測，發現尾采空區懸板長度較大，懸板長度在20 m左右時才會隨開采推進垮落，對懸板垮落的的控制效果不理想。

3.3.4 預裂方案四（將孔深8.1 m 調整為9.5 m，距停采線500 m～400 m）

表4 距停采線500 m～400 m試驗區切頂預裂爆破參數

統計尾部采空區懸板有明顯減少，通常在10 m左右呈現有規律的垮落。

3.4 預裂效果

通過在5201 巷不同位置采用方案二進行切頂預裂爆破，爆破后的孔預裂效果較好，在開采110 m時發現一塊頂板預裂效果非常好的石塊（如圖3），可以看出預裂效果顯著。

圖3 塌落下來的巖塊

4 架后巷道臨時支護及擋矸支護設計與改進

（1）5201巷架后臨時支護區單體液壓支柱支設長度為200 m，支設5排單體液壓支柱。第一排為切頂留巷擋矸側單體液壓支柱，柱距0.5 m，距29U型鋼0.5 m,配合使用0.8 m長的π型梁，第二排單體液壓支柱距第一排單體液壓支柱1 m。第二、三、四、五排單體液壓支柱相互之間排距均為1 m，柱距0.9 m，配合使用0.8 m長的π型梁，一梁一柱[3]。

5201 巷架后擋矸支護。開采時按照設計要求利用U29 型鋼和單體間隔支設，U 型鋼和單體間距為0.25 m，在開采15米時采空區初次垮塌，該方法擋矸效果良好，但是隨著開采，采空區的垮塌，有較大的石頭對U 型鋼和單體支柱沖擊，造成U 型鋼變形和單體的變形為此，進行了三次改進。（見圖4）

圖4 原設計的擋矸支護圖

（2）第一次改進：從開切眼位置開始向外20 mU型鋼底座直接坐落在硬化的底板上，發現在采空區塌落后，直接將U 型鋼推到巷道內，支護效果差，為此我們在支設時進行起底，將底座坐落在梁窩內，起到了一定的支護效果。

（3）第二次改進：開采50 m 后，為減少單體的損壞，又保證支護效果，改變了擋矸單體的支護方式，將擋矸單體和U型鋼并排支設，利用0.8 m長的π型梁垂直巷道布置，頂住U 型鋼，經過試驗后，采空區垮塌時部分U型鋼上部被擠出，但是沒有矸石竄到巷道內，取到了較好的支護效果。（見圖5）

圖5 改進后的支護圖

（4）第三次改進：在觀測采空區塌落后，還存在U型鋼上部從π 型梁側面擠開，因此為了π 型梁能更好的起到水平支撐作用，從259架U型鋼（130 m）開始將U型鋼凹面向巷道，π型梁卡在凹面內，并且將U型鋼上部的鋼筋從?20 mm換成?30 mm，超出U型鋼邊緣長度從50 mm 換成80 mm；同時將上部焊接的鐵板由200 mm 長換成250 mm 長，增加接觸面積，經過這次改進后起到了非常好的效果，單體損壞從開采初期30%，下降到了2%以內。成巷效果見圖6。

圖6 留巷段成巷效果

5 結論

經過工作面長期生產實踐，以及礦壓監測設備獲取的數據分析觀測，采用預裂孔孔深9.5 m、孔間距350 mm～400 mm、使用4根半聚能管、裝藥結構調整為“5+4+3+3+1”、機制炮泥封孔、封孔長度2.6 m的方案，此時頂板爆破預裂效果最好；同時在沿空留巷段臨時支護區支設5 列單體液壓支柱，排距為1.0 m，配合使用0.8 m 長的π 型梁，一梁一柱支護頂板，第一列單體液壓支柱距煤壁0.7 m，第二列單體液壓支柱與第一列單體液壓支柱間距1.7 m，第三列單體液壓支柱與第二列間距為0.9 m，第四列柱單體液壓支柱與第三列間距為0.8 m，第五列為切頂留巷擋矸側單體液壓支柱，柱距0.5 m，緊貼29U 型鋼支設，直接支設在U 型鋼的上部卡槽內，巷道穩定性好，總體上巷道頂底板無明顯變形，留巷效果良好。