淺埋大采高綜采工作面“110工法”設計與工程實踐

劉建浩，高 彬，賀雁鵬

(1.陜煤集團神木張家峁礦業有限公司，陜西 榆林 719316；2.西安科技大學 安全科學與工程學院，陜西 西安 710054)

0 引言

我國西部擁有大量的淺埋深的煤炭資源，神府-東勝煤田為迄今世界第一大煤田，儲量和產量都約占全國的1/3[12]，神東礦區和陜北礦區為全國2個億噸級大型煤炭生產基地。大采高一次采全高綜采技術具有生產能力大、資源回收率高、掘進量少等優點，是淺埋厚煤層的主要采煤方法[35]。然而，傳統的“121工法”回采工藝，存在順槽保護煤柱資源損失嚴重，巷道掘進量大等缺點[69]，而“110工法”[1012]在工作面回采期間將其中一條順槽通過切頂卸壓留巷作為相鄰工作面順槽復用，減少順槽保護煤柱留設，減少一條順槽掘進工程量，同時緩解接續緊張[1316]。

1 張家峁煤礦14211工作面概況

張家峁煤礦4-2號煤層位于延安組第二段頂部，14211、14212工作面范圍內的4-2號煤層賦存較穩定，煤層整體向西南傾斜，傾角1°～2°，煤層的平均厚度為3.88 m(含夾矸)，煤層結構復雜，含1～2層夾矸，巖性主要為泥巖。第1層夾矸頂界面距離煤層頂板1.8 m左右，夾矸厚度為0.2～0.4 m左右，主要位于工作面中部及東部；第2層夾矸底界面距離煤層底板1.4 m，厚度為0.2 m左右，分布連續。14211工作面煤層頂底板巖性見表1。

表1 14211工作面煤層頂底板巖性

2 切頂卸壓自成巷設計

2.1 切頂卸壓自成巷工藝流程

通過對運輸順槽靠一次開采側超前定向預裂，待工作面推采后，切頂部分在礦山壓力的作用下，及時有序垮落，而原有巷道頂板在加強支護的基礎上及時加強臨時支護，同時利用采空區部分垮落巖體作為留巷巷壁，實現自動成巷。

“110工法”切頂卸壓自動成巷施工主要工藝流程如圖1所示。第1步，采用錨索+W鋼帶對運輸順槽頂板超前加強支護。第2步，采用專用鉆機施工切縫鉆孔，確保鉆孔同深度，同角度。超前工作面采用聚能定向預裂爆破器材實現精確預裂，形成切縫線，確保采空區頂板沿切縫線及時有序垮落。第3步，工作面架后采用網片與U型鋼進行擋矸支護。第4步，工作面架后頂部采用雙排單元支架加強臨時支護。第5步，頂板垮落并穩定后，成巷幫采用“吊掛風筒布+噴漿”封閉。

圖1 “110工法”工藝流程Fig.1 “110 construction method” technological flow chart

2.2 超前加強支護設計

2.2.1 錨索長度計算

為了防止切頂過程中和工作面頂板周期來壓期間留巷段頂板失穩，設計運輸順槽頂板在錨網梁支護的基礎上增加錨索+W鋼帶支護，根據懸吊理論計算錨索參數。

L=La+Lb+Lc+Ld

(1)

式中，L為錨索總長度，m；La為錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，1.8 m；Lb為需要懸吊的不穩定巖層厚度，取0 m；Lc為上托盤、錨具的長度，取0.05 m；Ld為外露的張拉長度，取0.2 m。

則，錨索錨固長度La為

La≥K×d1×fa/fc

(2)

式中，K為安全系數，為了確保“110工法”留巷穩定可靠，取2.0；d1為鋼絞線直徑，取21.8 mm；fa為鋼絞線抗拉強度，N/mm2(取1 860 N/mm2)；fc為錨索與錨固劑的粘合強度，取10 N/mm2。則La≥8.11 m，L=8.36 m。

理論計算錨索長度為8.36 m，設計選用規格為φ21.8 mm，長度9 m的錨索，靠近留巷側一排錨索為了避免預裂爆破影響，選用長度10 m的錨索。

2.2.2 錨索間排距

錨索間距確定時，冒落方式按最嚴重的冒落高度不小于錨桿長度的整體冒落考慮。在忽略巖體粘結力和內摩擦力的條件下，取垂直方向力的平衡，可用式(3)計算錨索間距。

L=NF2/[B×H×r-(2F1×sinβ)/L1]

(3)

式中，L為錨索間距，m；B為巷道最大冒落寬度，取6.0 m；H為巷道冒落高度，按最嚴重冒落高度取2.5 m；r為巖體容重，26 kN/m3；L1為錨桿排距，取2倍的錨桿排距為2.4 m；F1為錨桿錨固力，60 kN；F2為錨索極限承載力，取583 kN；β為角錨桿與巷道頂板的夾角，取75°；N為每排錨索排數，取4。理論計算得錨索間距不大于6.83 m，設計錨索間距1.5 m。

綜上計算，14211工作面運輸順槽加強支護錨索采用φ21.8 mm，長度分別為10 m、9 m的預應力鋼絞線，預緊力不小于280 kN，極限拉斷力不小于583 kN。運輸順槽靠近一次開采側一排錨索間距1 200 mm，距切頂線300 mm，距一次開采幫600 mm，W鋼帶沿巷道走向布置，其余錨索間排距1 500 mm×2 400 mm，W鋼帶垂直巷道走向布置，W鋼帶寬度為220 mm，厚度為5 mm，支護及斷面圖如圖2所示。

圖2 運輸順槽錨索+W鋼帶支護斷面圖Fig.2 Cross-sectional view of transporting mining roadway anchor cable+W steel belt support

運輸順槽頂板采用φ21.8 mm，長度10 m和9 m的錨索+W鋼帶加固后，由于錨索距切縫線距離較小，巷道頂板切縫側在錨索+W鋼帶的作用下形成一個固支結構，巷道頂板另一側在煤體的支撐下也是一個固支結構，因此巷道頂板在斷面內就是兩端固支的穩定結構，不會因頂板形成短臂梁而造成斷裂。

2.3 爆破預裂切縫設計

2.3.1 切縫孔深度、角度

采用雙向聚能爆破預裂技術，將特定規格的炸藥裝在2個設定方向有聚能效應的聚能裝置中，炸藥起爆后，炮孔圍巖在非設定方向上均勻受壓，而在設定向上集中受拉，依靠巖石抗壓怕拉的特性，使巖石按設定方向拉裂成型，從而實現被爆破體按設定方向張拉斷裂成型。

預裂切縫深度H縫臨界設計公式為

H縫=(H采高-ΔH1-ΔH2)/(K-1)

(4)

式中，ΔH1為頂板下沉量，m；ΔH2為底鼓量，m；K為碎脹系數，取1.3～1.5。

4-2號煤層回采工作面設計采高3.7 m，ΔH1+ΔH2設計為0.3 m，K取1.4，理論計算結果預裂切縫孔深度為8.5 m，此次設計切縫孔深度取8.5 m。切縫孔布置在距離巷道一次開采幫0.3 m位置處，考慮到施工空間限制及頂部垮落難易程度，切頂孔與鉛錘方向呈10°夾角(向采空區方向)，切縫孔直徑為50 mm。根據應力波與爆生氣體準靜壓原理理論計算，結合4-2號煤層頂板巖性，設計切縫孔間距為600 mm，每排1個。

2.3.2 切縫孔間距

根據《無煤柱自成巷110工法規范》，頂板定向預裂切縫鉆孔間距的選取見表2。14211工作面頂板為符合性頂板，設計切縫孔間距為600 mm。

表2 頂板定向預裂切縫鉆孔間距

2.3.3 爆破材料及裝藥結構

炸藥采用二級煤礦許用乳化炸藥，規格φ32 mm×200 mm，單卷藥量200 g，炸藥密度1.0～1.3 g/cm3，炸藥爆速≥3 000 m/s。雙向聚能管采用BTC-1500、BTC-1000型雙向聚能管，外徑為42 mm，內徑為36.5 mm，利用專用連接定向器(ORI-5000型)將多個聚能管通過定向銷連接。孔內采用不耦合間隔裝藥，正向爆破。切縫孔深度8.5 m，裝藥長度5.5 m，封孔長度3.0 m，每孔裝藥量為2.8 kg，線裝藥密度0.51 kg/m。

2.3.4 爆破網絡與起爆方式

采用導爆索正向起爆，一次裝藥，一次起爆，一次起爆10個炮眼，連續裝藥5個，間隔1個，一次爆破距離7.2 m，每日爆破4次，爆破距離28.8 m。乳化炸藥裝入聚能管底部，相鄰聚能管內炸藥采用導爆索連接，聚能管之間采用連接件固定，每個切縫孔采用1根長度10 m的導爆索。采用“黃泥+封孔劑”封孔方式，具體采用1 m黃泥+2節封孔劑和75 mm黃泥隔布置(累計長度1.3 m)+0.5 m黃泥+0.2 m長度的木楔子。封孔劑規格為φ30 mm，長度200 mm，裝孔內夯實后單節長度100 mm。每個切縫孔孔口安裝一個木楔子(留設導爆索凹槽)。

2.4 擋矸支護設計

根據切頂卸壓自成巷理論，工作面機頭端頭支架移架后，切縫線外的頂板(采空區)隨即垮落。為了防止矸石垮落威脅人員掛網、擋矸作業，設計于3#端頭支架右側焊接擋矸鋼板9 000 mm×2 500 mm×20 mm(長×高×厚)，有效擋矸長度5 500 mm，擋矸板正視、俯視圖如圖3所示。

圖3 擋矸板正視、俯視圖Fig.3 Front view and top view of the baffle plate

擋矸支護工藝主要分3步：①采用14#鐵絲將預先綁扎于一起的φ4 mm的鉛絲網、φ1.5 mm的篩網、φ6.5 mm的鋼筋網3層網片與巷道頂部鋼筋網片連接，網片尺寸均為3.3 m×1.2 m，鉛絲網網孔規格為50 mm×50 mm，篩網網孔規格為5 mm×5 mm，鋼筋網網孔規格為100 mm×100 mm。②在擋矸網片外側鋪風筒布，臨時起到擋風作用，防止漏風。③在網片及風筒布外架設29U型鋼，間距550 mm。架設U型鋼時預先將上、下兩節根據巷道高度對接，并用卡纜預緊，避免錯動即可；然后將U型鋼立于支設位置，連接撐拉板后采用小型單體在上節U型鋼底端推移至接頂，最后將卡纜緊固到位，扭矩不小于200 N·m。

2.5 架后臨時支護設計

工作面推采過程中，巷道不同位置所受采動影響的程度不同，且采空區頂板從開始垮落到穩定需要一定的時間。為了保證留巷的穩定性，架后區域需要增設臨時支護，當頂板運動趨于穩定后，方可回撤架后臨時支護。工作面后方能滿足布置一臺單元支架的空間時，在擋矸線外和煤柱側各布置一臺單元支架，如圖4所示。

圖4 架后臨時支護斷面圖Fig.4 Cross-sectional view of the temporary support behind the frame

架后臨時支護采用雙排單元支架支護，如因留巷寬度影響輔助運輸時，采用單排單元支架和單排單體支護，架后臨時支護距離不小于200 m，具體根據實際監測結果確定。

3 留巷效果分析

3.1 超前預裂爆破效果

14211工作面運輸順槽切縫孔深度8.5 m，封孔長度3 m，單孔裝藥量2.8 kg。初始預裂時，通過鉆孔窺視，孔內3 m至孔底有較為明顯的裂隙產生，但孔口頻繁出現“椎體”狀破壞，直徑200～300 mm，高度200～300 mm，頂板靠留巷側的個別錨桿、錨索受爆破振動影響而失效，影響擋矸支護及留巷質量。對此，探索性地調整裝藥間隔方式(5+1、10+1、2+1)、裝藥量(2.8 kg、3.6 kg)、雷管段位(12345)、封孔方式(黃泥、黃泥+封孔劑)等，目的是在確保切縫孔內裂隙發育的前期下保護孔口的完整性。通過試驗，最終確定采用“裝2空1”裝藥間隔方式，單孔內采用“6552”裝藥結構，封泥采用1 m黃泥、1.3 m封孔劑+黃泥、0.5 m黃泥和0.2 m木楔子，在保證孔內裂隙充分發育的情況下保證了孔口的完整性。

3.2 留巷段礦壓規律

110工法留巷段礦壓監測內容包括錨桿/錨索受力、頂底板移近量、頂板離層量、單元支架工作阻力監測等。留巷0～100 m段每20 m設置1個監測站，100 m起每50 m設置1個監測站。

3.2.1 頂底板移近量(主要表現為頂板下沉)

后巷0～30 m，頂底板移近量無變化。后巷30～170 m(140 m，推采17 d)，一次快速下沉區，下沉量50 mm，下沉速率3 mm/d。后巷170～240 m(70 m，推采8～9 d)，一次緩慢下沉區，下沉量10 mm，下沉速率1 mm/d。后巷240～260 m(20 m，推采2 d，回撤單元支架)，二次快速下沉區，下沉量10 mm，下沉速率5 mm/d。后巷260～300 m(40 m，推采5 d)，二次緩慢下沉區，下沉量10 mm，下沉速率2 mm/d。后巷大于300 m，頂板趨于穩定，下沉速率小于1 mm/d。

3.2.2 錨索受力監測

后巷0～50 m，錨索受力無變化。后巷50～100 m，錨索受力會出現一次驟減，減幅5%～25%，認為是頂板巖層垮落，懸頂面積減小導致錨索受力減小，同時說明切頂高度范圍內頂板仍存在懸頂現象。后巷100～200 m，錨索受力增幅很小，雖然頂板尚未充分垮落，單元支架支護效果顯著。后巷200～260 m，錨索受力會出現一次驟增，增幅20%～25%，單元支架回撤后錨索受力增大。后巷260～300 m，錨索受力趨于定值(260 kN)，說明頂板基本趨于穩定。錨索受力監測儀安裝存在一些問題，具體如：錨索受力監測站給定的初始值大小差異大，小則80～100 kN，大則200～220 kN，個別錨索受力監測站數據一直無變化。

3.2.3 單元支架工作阻力

單元支架初撐力20 MPa；留巷0～100 m，單元支架工作阻力由20 MPa逐漸增至40 MPa；留巷100～240 m，個別單元支架工作阻力達42～45 MPa。

3.3 防滅火措施

工作面初采、末采期間每天噴灑阻化劑，噴灑量200 kg，工作面正常回采期間每天噴灑阻化劑量100 kg。工作面回采結束封閉后，對采空區進行采后預防性灌漿。工作面出現異常情況時，進行注氮防滅火工作。留巷擋矸支護時，在網片與U型鋼之間全高吊掛風筒布(3.5 m×5 m)，鐵絲綁扎，穩定區(300 m外)進行噴漿封堵。井下定期調查風量，地面定期巡查塌陷情況，要及時回填較大的裂縫，準確掌握工作面、留巷段漏風情況，特別對留巷段采取噴漿堵漏防漏風措施。

4 結語

張家峁煤礦14211工作面“110工法”采用定向預裂爆破技術，確保了切縫成線，采空區頂板實現及時有序垮落，提高了煤炭資源回收率和開采安全性。架后臨時支護采用雙排單元支架，提高了支護強度，降低了人工作業勞動強度。根據工作面地質條件，通過探索試驗發現預裂孔采用黃泥配合封孔劑進行封孔的效果最佳。“110工法”體現出的經濟效益和社會效益具有廣闊的推廣應用前景。