干河煤礦中厚煤層無煤柱開采技術應用研究

張志斌

（山西霍寶干河煤礦有限公司，山西 臨汾 031400）

干河煤礦2#煤層工作面回采巷道均沿煤層頂板擴底掘進，掘進斷面尺寸寬×高=4.7 m×3.5 m。回采巷道斷面大，掘巷速度慢、成本較高，急需采用切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術來實現安全高效生產。為此，以2-301 工作面為背景開展研究，以解決掘進成本較高、接替緊張等問題。

1 工程概況

山西焦煤霍州煤電干河煤礦2-301 綜采工作面主采2#煤層，2#煤層位于二疊系下統山西組（P1s）上部。工作面位于三采區左翼，南側為采區邊界，東側為三采區三條系統大巷，西側為井田邊界保護煤柱，北側為2-302 接替工作面。工作面黃土覆蓋厚度47.2～59.5 m，基巖厚400.01～409 m，煤層厚度2.0～2.4 m，煤層硬度和韌度較大，節理不發育，視密度為1.40 t/m3。工作面整體為走向S63° W、傾向SE 的背斜構造，煤層傾角1°～6°，平均3.5°。2-3011 巷長555 m，2-3012 巷長473 m，可采走向長度445 m。工作面兩側回采巷道掘巷期間采用錨網索聯合支護，2-3011 巷作為運煤、進風、行人通道，2-3012 巷作為回風、行人軌道運輸通道，工作面巷道布置詳情如圖1。根據研究需要，計劃在2-3011巷進行留巷。

圖1 工作面巷道布置（m）

2 2-3011 巷掘巷支護

2-3011 巷道斷面為矩形，掘寬4.7 m，凈寬4.5 m，掘高3.5 m，凈高3.4 m，毛斷面16.45 m2，凈斷面15.3 m2。頂板采用錨網梁+錨索聯合支護，每排7 根錨桿，兩幫每幫每排6 根錨桿，頂錨桿為Φ20 mm×2400 mm 螺紋鋼錨桿，配合鋼筋網+1 根6 孔長4.8 m 錨梁搭接+150 mm×150 mm×10 mm拱形高強壓制碟形托板+球形墊圈+減摩墊圈支護，頂錨桿間排距850 mm×1000 mm。幫部錨桿選用Φ20 mm×2400 mm 左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配合鋼筋網+1 根4 孔長3.7 m 錨梁搭接+150 mm×150 mm×10 mm 拱形高強壓制碟形托板+球形墊圈+減摩墊圈支護，間排距850 mm×1000 mm。每根錨桿均采用1 條CKb2340 和1 條Z2360 樹脂錨固劑。最上一根錨桿距頂200 mm，最下一根錨桿距底200 mm，錨桿、錨梁均垂直于巷幫布置。錨索為“三·三”布置，間排距1000 mm×2000 mm，采用Φ21.6 mm×6500 mm 配 合300 mm×300 mm×14 mm 壓制蝶形托板+球形墊圈+鎖具支護。每根錨索采用2 條CKb2340 和2 條Z2360 樹脂錨固劑。

3 預裂切頂及支護方案設計

3.1 頂板預裂切縫設計方案

根據類似地質條件下切頂卸壓沿空留巷技術成功應用的實例[1-3]，切頂高度和角度對于切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術的應用效果至關重要。預裂切落的巖層應基本將采空區充滿，通常情況下不小于2.6 倍采高。2-301 工作面采高取2.4 m，所以切縫的高度不應小于6.24 m。預裂切縫鉆孔的深度計算得到，其計算公式：H=（H采-H頂-H底）/（k-1），其中H采為采高，為2.4 m；H頂為頂板預計下沉量；H底為底板預計底鼓量；k為頂板巖層的碎脹系數，直接頂為較堅硬的粉砂泥巖，k=1.2。在不考慮巷道在一次采動影響下變形的情況下，此時求得的值為切縫高度的上限，計算得到H=12 m。由此，頂板切縫高度合理取值范圍為6.24～12 m。結合2-301工作面頂板巖層巖性、厚度特征，最終確定切縫的垂直高度11 m，鉆孔長度12 m，向工作面內傾斜15°，切縫鉆孔距巷道回采幫150 mm，采用雙向聚能爆破預裂技術進行切頂。鉆孔布置詳情如圖2。

圖2 頂板切縫及恒阻錨索布置方案設計（mm）

3.2 恒阻大變形錨索設計方案

采用恒阻錨索將巷道頂板懸吊在上方的堅硬穩定巖層中，恒阻錨索長度一般要大于切頂高度，考慮到2-3011 巷切頂垂直高度11 m，并考慮錨索在穩定巖層內的錨固長度，最終設計恒阻長錨索長度為13.0 m。巷道回采側頂板下沉趨勢更明顯，錨索布置在本工作面回采一側，第一列恒阻錨索距回采側幫550 mm，第二列距回采煤幫2550 mm，排距1000 mm。錨索布置詳情如圖2。錨索間采用W 型鋼帶連接，錨索配套使用方形鋼托盤，鋼帶及托盤規格如圖3。

圖3 恒阻錨索W 鋼帶及托盤規格圖（mm）

3.3 巷道臨時支護設計方案

留巷期間，工作面超前支護區采用單體柱配π型梁進行補強支護，采用一梁三柱的布置方式，超前支護距離為40 m。架后支護區對工作面后方留巷進行圍巖控制，頂板巖層雖已進行預裂切頂，但采空區上覆巖層垮落期間仍會對巷道頂板巖層產生摩擦作用，導致巷道受到劇烈動壓影響，頂板下沉趨勢明顯，因此設計在工作面后方0～200 m 范圍內進行臨時補強支護。現有的架后臨時支護主要有單體臨時支護、單體+墩式支架臨時支護和門式架臨時支護[4]，其中單體主要用在淺埋深、薄煤層、壓力比較小的留巷過程中。干河煤礦2#煤層埋深較大，壓力顯現明顯，主要應從單體+墩式支架臨時支護和門式架臨時支護選用。單體+墩式支架臨時支護和門式架臨時支護的對比見表1。

表1 門式支架與墩式支架對比表

從整體切頂留巷效果和井下操作機械化程度方面考慮，建議采用門式支架。工作面順槽為矩形斷面，根據自然平衡拱理論，作用在深埋巖體巷道頂部的圍巖壓力為自然平衡拱內巖體的自重。其理論模型如圖4（a）所示，頂板最大松動范圍b1為：b1=（a+c）/f。a為0.5 倍的巷道寬度，為2.35 m；c為幫部煤巖體的塑性破壞深度，取3.5 m。計算可得b1=2.925 m。假設所有存在潛在冒落風險的頂板巖層的重量全部由門式支架支撐，則門式支架的載荷為：N=b1·r（2c+2a）d。其中r為巖層平均重力密度，取25 kN/m3；d為支護排拒，取1.5 m。由上式可算出N值為1 283.34 kN。根據提供的ZLQ2826/22.5/38 型門式支架技術參數可知，支架初撐力1 978.2 kN，工作阻力2826 kN，該型號支架完全符合需要。支護后斷面如圖4（b）。

圖4 門式支架支護示意圖

4 應用效果分析

4.1 礦壓控制效果

為掌握干河煤礦2-3011 巷預裂切頂卸壓自動成巷技術的圍巖控制效果，對巷道留巷前后寬度、高度進行實測，整理得到圖5 所示結果。留巷前后巷道寬度收斂量為30～580 mm，高度收斂量0～750 mm，巷道里程200～400 m 區段圍巖變形較嚴重，通過簡單的返修后可滿足使用要求。留巷后圍巖整體穩定性良好，圍巖控制效果良好。

圖5 2-3011 巷留巷后斷面收斂變形規律

4.2 預期經濟、技術效益

1）可降低接替工作面回采巷道掘進量，緩解礦井采掘接替緊張局面；2）巷道掘進工程量的減少，使得掘巷期間空頂、冒頂、片幫的幾率降低，利于礦井安全生產；3）能夠取消工作面之間保護煤柱，減少煤炭資源損失，提高礦井采出率，增加礦井可采儲量，提升礦井經濟效益，延長礦井服務年限；4）實現無煤柱連續開采，避免出現孤島工作面，改善沿空巷道圍巖應力條件，沿空巷道位于采空區邊緣，應力小，巷道支護可靠性提高，巷道變形小，能夠減少巷道返修量，降低巷道修護費用；5）通過本項目的實施，形成一支專業的切頂卸壓沿空留巷隊伍，培養一批技術人才。

5 結論及建議

依照干河煤礦2-3011 巷地質特征及開采條件，設計切頂卸壓自動成巷技術參數，計算得到切頂高度合理范圍為6.24～12 m。結合頂板巖層巖性設計切頂垂直高度11 m，以自然平衡拱理論計算結果設計門式支架型號，工程實踐階段進行礦壓監測。整理得到2-3011 巷寬度、高度變化規律，得到巷道高度最大收斂量750 mm，寬度最大收斂量580 mm，巷道圍巖變形整體在合理可控范圍內，并取得良好的經濟、技術效益，該技術可在干河煤礦2#煤層回采期間推廣使用。