趙志超

(冀中能源邢臺礦業(yè)集團有限責任公司技術部，河北省邢臺市，054000)

沿空留巷技術的應用可以大大減少煤礦巷道掘進量，有效提高煤炭開采率，因此在我國的煤炭生產中得到越來越廣泛的應用。切頂成巷，作為目前沿空留巷的主要方式，具有施工安全、造價低等優(yōu)點，近幾年推廣使用的超前預裂爆破切頂成巷法操作簡單、工作效率高，但這種成巷方式對煤礦地質條件要求高，有較大的局限性。而切頂成巷中的密集支護成巷技術可適用于多種頂板類型的巷道，但工人勞動量大，作業(yè)環(huán)境小，施工效率低。因此如何在保證安全生產的前提下，提高切頂沿空留巷作業(yè)效率一直是業(yè)內比較關注的問題。筆者以山西古縣金谷煤礦9#煤層和10#煤層為工程背景，將超前預裂爆破與密集支護技術相結合，研究在埋藏較淺、礦壓顯現(xiàn)較明顯的復合頂板煤層巷道中進行切頂沿空留巷，以達到安全、高效生產，并給出合理的支護方案和參數設計。

1 工程概況

金谷井田位于沁水煤田西部邊緣一帶，發(fā)育地層有奧陶系中統(tǒng)峰峰組，石炭系中統(tǒng)本溪組、上統(tǒng)太原組，二疊系下統(tǒng)山西組、下石盒子組、上統(tǒng)上石盒子組，第四系。其中9#煤層位于太原組下段頂部，平均煤厚0.9 m，頂板為K2中厚層狀石灰?guī)r，偽頂為炭質泥巖；10#煤層位于太原組下段上部，平均煤厚1.4 m，頂板為泥巖，底板為泥巖、砂質泥巖。

由于9#煤層與10#煤層之間存在厚度0.7～1.0 m的泥巖，即10#煤層的頂板，因此回采方案設計為9#、10#煤層聯(lián)合開采，一次采全高，全部垮落法管理頂板。煤層頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板情況表

2 留巷方式概況

金谷煤礦10901工作面為正在回采工作面，埋藏深度為50～80 m，采用走向長壁綜合機械化采煤工藝。從10901運輸巷取300 m作為試驗留巷，為之后全礦井設計沿空留巷參數提供基礎數據。該巷道沿煤層頂板掘進，凈寬4.5 m，凈高3.0 m，矩形斷面采用高強度HRB400錨桿進行全斷面錨網支護，遇到斷層、陷落柱等頂板破碎、裂隙發(fā)育地段進行錨網索或其他形式補強支護。

2.1 爆破參數設計

爆破鉆孔間距對預裂效果有重要影響，間距過大，相鄰鉆孔之間的爆破裂縫不能很好貫通連接，間距過小，會增大工程量，增加施工成本，同時也會對頂板造成一定程度的破壞。因此，為掌握爆破鉆孔間距的合理參數，達到良好的切縫效果，在10901工作面運輸巷中，試驗不同形式的鉆孔間距。

在采煤工作面推進距停采線約300 m處時開始施工爆破鉆孔，鉆孔間距有兩種：在距停采線150～300 m區(qū)段爆破鉆孔間距0.3 m，在距停采線0～150 m區(qū)段爆破鉆孔間距0.6 m。預裂爆破沿采煤工作面推進方向依次進行，形成預裂切縫線，切頂卸壓可降低煤層頂板在預留巷道頂板產生的扭矩，減少來壓造成的不利影響。礦井現(xiàn)有鉆具孔徑42 mm，因此設計爆破鉆孔深度8000 mm，直徑42 mm，角度與水平方向成75°布置(鉆孔偏向與采空區(qū))。鉆孔具體參數設計如圖1所示。

爆破采用煤礦許可的三級乳化炸藥，卷長200 mm，直徑42 mm，與鉆孔直徑相同。炮孔裝藥方式如圖2所示。裝藥結構為正向不耦合裝藥方式，分兩段裝藥，每段5卷，長1 m，藥卷間隔一段炮泥，封孔長度不小于2.5 m，采用黃泥封實。切頂爆破采用電雷管多炮孔無間隔起爆，起爆多組炮孔，長度約為5 m。

預裂爆破切頂是沿空留巷成功的關鍵一步，因此，組織專門人員負責該項工作，并成立爆破切頂小組。在爆破切頂前，采用紅色噴漆指定爆破鉆孔位置，盡量使鉆孔在同一直線上，對爆破鉆孔的深度、角度、間距、裝藥量等參數進行嚴格監(jiān)督管理，保證按照設計施工。頂板預裂爆破孔窺視圖見圖3。

圖1 爆破鉆孔布置圖

圖2 炮孔裝藥方式示意圖

圖3 頂板預裂爆破孔窺視圖

2.2 巷道補強支護設計

10901運輸巷原支護為全斷面錨網支護，采用?18 mm×2200 mm高強螺紋鋼錨桿，頂板間排距為1200 mm×1200 mm，兩幫間排距為1000 mm×1200 mm，靠近巷幫的頂板錨桿安設角度與鉛垂線呈15°～20°，巷道兩幫的頂底錨桿安設角度與水平線呈15°～20°，錨桿預緊力為50 kN，巷道頂板和兩幫錨桿通過梯子梁連接，與金屬網共同形成頂幫的整體支護效應。

采用切頂卸壓沿空留巷技術，在爆破切頂前，對巷道頂板和實體煤側巷幫進行補強支護。頂板一排補打3根錨索，每兩排錨桿在巷道頂板中部位置布置一根錨索，在頂板靠近采空區(qū)側500 mm和靠近實體煤側200 mm位置各布置一根錨索。實體煤側幫在距頂板700 mm和距底板800 mm各補打一根錨索。頂板錨索規(guī)格? 17.8 mm×6200 mm，排距4200 mm，初始張拉力不低于80 kN。實體煤側幫錨索長度4200 mm，其他設計參數與頂板錨索一致，具體參數設計如圖4所示。

圖4 10901運輸巷頂板支護設計圖

2.3 巷內輔助支護方式

隨著回采工作面的推進，頂板上覆巖層經過運動、斷裂、下沉和穩(wěn)定的過程，工作面前后均存在應力集中區(qū)，需要在巷道內進行輔助支護。

在10901回采工作面前方運輸巷內采用單體支柱+Π型鉸接頂梁加強頂板支護。單體支柱高度與巷道高度相適應，規(guī)格DW35-300/110，額定工作阻力300 kN，柱徑110 mm，伸縮量不低于1500 mm，初始支撐阻力不小于150 kN。π型鋼梁長600 mm，寬100 mm，一梁一柱，沿巷道走向布置4排單體支柱，靠近實體煤側的第一排單體距巷幫600 mm，靠近采空區(qū)側的第一排單體距巷幫300 mm。除靠近采空區(qū)側，其他三排單體支柱穿普通鐵鞋，具體布置如圖5所示。

圖5 10901運輸巷單體支護示意圖

巷內采空區(qū)側邊緣、沿巷道走向設置一排護幫腿(11#礦用工字鋼)，作為巷旁密集支柱，主要用于支護、切頂和擋矸，在加強巷旁支護的同時，可以防止采空區(qū)頂板矸石冒落沖擊巷內單體支柱。

基于組合支護理念，將采空區(qū)側邊緣的護幫腿與相鄰的單體支柱組合使用，形成具有強力切頂、高阻讓壓、主動支撐特點的組合支架體系，及時使側向頂板沿巷旁支護體外側斷裂。工字鋼頂端通過十字鉸接頂梁連接，底端通過特制復合鐵鞋連接，以增加底板受力面積，防止支架鉆底，并由此增加摩擦阻力。護幫腿設計傾角為10°，護幫腿間用長800 mm的連桿進行連接。組合支護現(xiàn)場照片如圖6所示。

圖6 組合支護現(xiàn)場照片

2.4 采空區(qū)隔離措施

金谷煤礦9#、10#煤層自燃傾向性等級為Ⅱ級，屬自燃煤層，因此需要及時對10901采空區(qū)進行隔離，防止漏風。為施工方便，采空區(qū)和護幫腿間用金屬網+風筒布進行隔離，風筒布施工在采空區(qū)里側，用細鐵絲將網和風筒布扎結。網和風筒布的規(guī)格根據巷道高度和便于施工的角度及時調整。

3 留巷效果分析

在10901工作面運輸巷設置表面位移觀測站，觀測沿空留巷在實際回采過程中的變形情況，分析一次采動作用下的沿空留巷效果。其中工作面前方20 m到后方40 m范圍的觀測站每天記錄1次；其他觀測站每3天記錄一次。10901工作面前方、后方運輸巷道頂底板和兩幫的移近量如圖7所示。

圖7 距停采線不同位置巷道圍巖變形曲線

(1)隨著10901工作面的推進，運輸巷受到工作面采動影響，圍巖應力重新分布。在沿空留巷試驗區(qū)段中，爆破鉆孔間距不同，巷道圍巖變形情況不同。其中距停采線150～300 m的范圍內，爆破鉆孔間距為0.3 m，巷道頂底板和兩幫的最大移近量分別為251 mm和198 mm；距停采線0～150 m范圍內，爆破鉆孔間距為0.6 m，巷道頂底板和兩幫的最大移近量分別為375 mm和302 mm，該段巷道圍巖變形量較前者明顯變大。

(2)距停采線150～300 m的運輸巷中，巷道圍巖在工作面前方約15 m處變形開始急劇增大，在工作面后方約60 m處達到最大，之后變形趨向穩(wěn)定。在圍巖觀測的整個期間，頂底板最大移近量達到251 mm，在頂底板總移近量中，工作面前方移近量為78 mm，工作面后方移近量為173 mm，分別占其總移近量的31.1%和68.9%。兩幫最大移近量達到198 mm，在兩幫總移近量中，工作面前方移近量為43 mm，工作面后方移近量為155 mm，分別占其總移近量的21.7%和78.3%。

4 結論

(1)金谷煤礦9#、10#煤層為典型的淺埋中厚煤層，針對該礦地質條件，提出了將超前預裂爆破切頂與巷內密集支護相結合的沿空留巷圍巖控制技術，從加強巷旁支護外側的承載力和考慮封閉采空區(qū)的條件來講，沿空留巷中護幫腿與單體支柱的組合支架體系使用效果顯著，對提高該礦井煤炭資源回收率、實現(xiàn)礦井節(jié)約化安全生產有重大意義。

(2)在10901運輸巷的沿空留巷支護中，采用錨網索+單體支柱+Π型鉸接頂梁的聯(lián)合支護技術，能夠有效控制巷道圍巖變形。根據礦壓觀測顯示，爆破鉆孔間距為300 mm時，沿空留巷受一次采動影響的圍巖變形較小，主要發(fā)生在工作面前方15 m至工作面后方60 m的范圍內，圍巖變形量保持可控，能夠達到二次復用的要求。