綜采工作面運用沿空留巷回采技術分析

張小賓

(山西焦煤西山煤電(集團)有限公司官地煤礦，山西 太原 030022)

0 引言

12605綜采工作面地表位于要子莊村南側山坡，坡上植被發育，黃冶溝支溝從工作面上部穿過。蓋山厚度216～402 m，平均厚度297 m。采區位于南六采區皮帶巷東南側，工作面東北側為12603工作面，與本工作面相距23 m，西南側為未采區。

該工作面2#煤層含一層0.4～3.0 m的泥巖夾石，平均0.76 m，黑色，含有植物化石及煤屑，局部夾石變厚為3.0 m。地面標高1 280～1 435 m，工作面標高1 019～1 065 m，煤層總厚度0.4～2.6 m。老頂為灰黑色粉砂巖，厚度9.29 m，含有植物化石及云母碎片，斷口平坦，塊狀構造，含泥質包裹體；直接頂為灰黑色砂泥巖互層，厚度6.34 m，含有植物化石及黃鐵礦晶體，近似水平層理，局部顆粒較粗[1-2]；偽頂為黑色炭質泥巖，厚度0.60 m，含有植物化石及云母碎片，斷口平坦；直接底為黑色泥巖，厚度0.60 m，含有植物化石及黃鐵礦，砂質包裹體；老底為灰色中粒砂巖，厚度10.37 m，成份以石英、長石為主，泥質膠結，塊狀構造。

2#煤層地質構造和向斜軸部預計會有淋水、滴水滲出，對工作面施工有一定影響；工作面東北側為12603工作面采空區，本工作面較高，預計12603采空區積水對本工作面不造成威脅。本工作面導水裂隙經計算為25.79～36.99 m，工作面地表河谷與工作面之間蓋山厚度約233 m，遠大于工作面導水裂隙高度，故工作面不受地表河谷影響。其正常涌水量為1.5 m3/h，最大涌水量為5.0 m3/h。依據實際水文地質情況，在工作面及兩巷低洼處配備兩趟4吋排水管路及2臺排水量不低于20 m3/h的水泵，對巷道積水及時進行排放。若局部地點積水，由機電大隊及時安設潛水泵，進行排放。

工作面瓦斯絕對涌出量為4.8 m3/min；煤塵爆炸指數為15.64%～18.22%；煤層屬Ⅲ類不易自燃煤層。

1 沿空留巷回采及支護技術的應用

工作面按照破、裝、運、支、護、處順序進行作業，正巷沿空留巷主要生產工序為：割煤→移架→推溜→端頭支護→超前支護及超后臨時支護→巷幫擋矸→采空區處理，完成上述一組工序即為一個循環。

割、裝、運煤及移架推溜各工序使用設備及操作方式，見表1。

表1 設備明細表

1.1 頂板支護方式

副巷及時支設端頭支護及超前支護，正巷及時支設端頭支護、超前支護。頂板支護方式以工作面現場實際情況為準，結合采煤、運輸及移溜時使用的各種機械設備配套情況來綜合確定。

Lmin=d+e，Lmax=d+e+s

(1)

式中：d—支架頂梁長度，取4.120 m；e—梁端距，取0.34 m；s—采煤機截深，取0.7 m；L—控頂距，m。

最小控頂距(Lmin)=4.120 m+0.34 m=4.46 m

最大控頂距(Lmax)=4.120 m+0.34 m+0.7 m=5.16 m

放頂步距=5.16 m-4.46 m=0.7 m

在特殊時期的頂板控制時，首先制定合理的初采安全技術措施，依據工作面現場實際操作情況，工作面支架初撐力≥24 MPa，兩巷單體的初撐力≥11.4 MPa，若單體鉆底量>100 mm時必須加套鐵鞋[3]。其次嚴格掌控上、下端頭頂板，依據制定的安全技術方案打好密集柱。最后對于夾石變薄段，頂板破碎時，要及時超前移架。另外，針對工作面遇1 m以上斷層、陷落柱制定相應安全技術措施，加強頂板控制工作，控制好采高，確保支架的初撐力。

1.2 正、副巷頂板控制

原巷道支護形式：副巷、正巷均采用矩形斷面，高度跟直接頂和底必須≥2.8 m。副巷寬3.6 m，正巷寬4.2 m。

兩巷超前維護方式：實行超前維護的范圍是兩巷在距工作面煤壁30 m處，兩巷均采用在原支護間套打一架一梁兩柱的單體π型梁矩型棚。正、副巷棚梁分別選用4.0 m及3.4 m的π型梁，棚腿用單體液壓支柱，在梁頭兩端下以直線方式打單體支柱。

1.3 工作面端頭支護方式

端頭支護要求首先所加打戴帽點柱，使用柱帽卡子將柱帽與單體支柱固定牢靠；其次軟硬連接必須加設齊全，軟連接采用直徑6 mm的鋼絲繩；最后安全出口的設置要求：高度>1.8 m，寬度>0.8 m。具體機頭端、機尾端頭落山側支護方式見表2。

表2 工作面端頭支護方式明細表

1.4 其他部位支護

機尾端頭安全出口采用戴帽點柱或π型梁棚支護；機頭端頭安全出口采用戴帽點柱支護，柱帽規格均為400 mm×100 mm×90 mm的π型鋼梁。

1#、2#架架間支護方式是在機頭1#、2#架架間，采用加打一對一梁三柱的π型梁棚進行支護。距1#架側護板0.35 m加打第一架π型梁棚，距第一架π型梁棚0.8 m加打第二架π型梁棚。采用3.0 m的π型梁，平行于支架布置。

2 正巷切頂卸壓成巷

2.1 頂板超前加固支護形式

恒阻大變形錨索垂直于頂板方向布置，共布設3列，第一列恒阻錨索距留巷正幫500 mm，排距1 000 mm；第二列位于中線布設，排距6 000 mm；第三列距巷道副幫1 200 mm布置，排距為6 000 mm。

2.2 頂板預裂切縫

采用雙向聚能爆破預裂技術，嚴格按照預定爆破方案實施，使被爆破體按設定方向張拉斷裂成型。根據以往實際操作經驗，合理預裂切縫深度(H縫)設計一般大于2.5倍采高，即H縫≥2.5H煤。另外預裂切縫鉆孔深度與采高、頂板下沉量及底臌量有關，一般通過如下方式確定

H縫=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(k-1)

(2)

式中：ΔH1—頂板下沉量，m；ΔH2—底臌量，m；k—碎脹系數，1.3～1.5；(泥巖碎脹系數)k=1.4，(砂巖碎脹系數)k=1.3。以12605工作面頂板巖性分布為依據，切頂范圍內泥巖占比約40%，砂巖占比約60%，通過加權平均計算得到采空區頂板垮落后巖石碎脹系數k=1.34。參考補打鉆孔資料煤層厚度變化很小，排除底臌及頂板下沉因素，工作面采高H煤為2.4 m時，計算得H縫=7.0 m。綜合考慮上述計算結果，同時根據鉆孔柱狀圖巖層狀況分析，預裂切縫孔深度設計為H縫=7 m。

2.3 巷道臨時支護

在巷道臨時支護并加設擋矸支護過程中，以前期現場監測數據為依據，將工作面附近劃分為超前支護區(煤壁前方0～30 m)、架后臨時支護區(架后0～200 m)、成巷穩定區(架后200 m之后)3個區域，并分別采取不同的支護措施，分區如圖1所示。

圖1 巷道不同位置臨時支護

超前支護區(煤壁前方0～30 m)：此段巷道需超前加強支護。利用操作現場設備，超前支護采用單體液壓支柱配合“π”型梁進行[4]，垂直巷道布置為“一梁三柱”方式單體支柱。超前支護單體液壓支柱排距1 000 mm。巷道支護斷面如圖2所示。

圖2 超前支護區支護設計(煤壁前方0～30 m)

架后臨時支護區(架后0～200 m)：由于此段巷道受動壓影響明顯，頂板壓力較大。因此，在架后0～200 m范圍內，頂板需要臨時加強支護。超后支護采用單體液壓支柱配合“π”型梁進行。每排4根單體支柱，排距700 mm，主要集中布置于巷道切縫側。第一排單體，距離切縫線200 mm，其余3根單體距正幫間距分別為800 mm、1 800 mm和3 800 mm。加鋼筋網、單體支柱與可伸縮U型鋼進行聯合擋矸支護。若出現較嚴重漏矸，鋼筋網里邊可增添菱形金屬網加強擋矸支護?？缮炜sU型鋼采用上下2節可縮性搭接，U型鋼長2.0 m(可根據巷道高度適當調整)，采用兩副卡蘭連接，卡蘭上下沿距U型鋼搭接端頭各50 mm，搭接長度大于1 m。U型鋼棚埋入底板以下不少于200 mm，相鄰可伸縮U型鋼可用連接桿連接，以增加整體穩固性。臨時支護側視圖，如圖3所示。

圖3 臨時支護側視圖

成巷穩定區(架后200 m)：此段巷道受采動影響很小，依據現場礦壓監測數據，當該區域頂板達到穩定狀態時，可只做可伸縮U型鋼進行擋矸支護。成巷穩定區經常人為性降低其施工質量，因此務必加強現場施工質量監督，確保巷道85%區域的頂底板及兩幫移近量小于原有高度及寬度的15%，滿足通風行人需要。

對于采空區處理，在確保以上工序完全按照施工要求圓滿完成后，回收支護設施后切頂使采空自行垮落。

2.4 工作面其他細節事宜

在兩端頭作業及人員進入煤幫作業時，必須停機閉鎖、有專人監護方可作業。增加設備開停傳感器的安裝數量，及時更換壞蛤蟆嘴、壞框架、竄液千斤。煤庫口必須設置篦子，其孔徑≤300 mm?；夭蛇^程中，要對工作面正巷及構造段進行加強支護，確保巷道支護完好，通風暢通，若頂板壓力大，巷道擠壓變形、底臌嚴重時，及時制定專項的變化安全技術措施。

3 實際效果

3.1 采掘接替問題得以解決

依據12605綜采工作面實際開采情況分析，礦井選擇沿空留巷技術，良好地解決了采掘接替問題。一方面在工作面回采之前切斷工作面頂板和運輸巷，并在完成回采以后，采空區的上方頂板沿著切縫垮落成為了巷幫，將運輸巷沿空留巷當做回風巷；另一方面經對運輸巷與切眼掘進處理構建工作面巷道系統，減少了回風巷的數量，對礦井采掘接替的緊張性予以緩解。

3.2 無煤柱連續開采

選擇沿空留巷技術，使工作面與工作面間無需預留區段對煤柱進行保護，而且不存在工作面跳采[5]，孤島工作面的問題得以解決。

4 結語

綜上所述，將沿空留巷回采技術應用在官地煤礦12605綜采工作面開采過程中，使得采煤工作面能夠無煤柱連續開采，且巷道的掘進費用明顯減少，維護成本降低，采掘接續緊張的問題得到解決。一定程度上優化了礦井資源的回收率，創造了理想的礦井效益，與綠色礦山的建設要求相適應，為切頂卸壓沿空留巷技術推廣應用奠定了基礎。