9-209 中厚煤層工作面沿空留巷切頂卸壓技術(shù)研究

楊俊山

（山西焦煤霍州煤電集團公司店坪煤礦，山西 呂梁 033100）

1 工程概況

店坪煤礦9-209 工作面位于830 m 水平南翼，工作面煤層平均厚度為3 m，埋深265～424 m，順槽長度為1220 m。工作面煤體結(jié)構(gòu)較穩(wěn)定，整體呈一寬緩向斜構(gòu)造。工作面地表溝壑縱橫，無河流水庫等水體，但雨季溝內(nèi)可能有部分積水滲入地下。煤層條件見表1。

2 9-209 工作面留巷方案設計

為減小9-209 工作面采用切頂卸壓無煤柱開采技術(shù)后的礦壓影響，保證留巷效果，防止切頂過程中和采空區(qū)頂板垮落造成留巷段頂板失穩(wěn)或冒頂，采用“補強支護+切頂預裂爆破”的方式進行留巷設計，再配合門式支架臨時支護與擋矸支護，最大限度地發(fā)揮頂板短懸臂梁承載作用，設計如下[1-7]。

表1 煤層條件

2.1 補強支護

2.1.1 頂板支護

采用補強錨索對巷道進行超前支護。補強錨索為直徑21.8 mm 的鋼絞線，長14.2 m，預緊力不小于280 kN。靠近切頂線的補強錨索排距1000 mm，每排1 根，補強錨索距切頂線為300 mm，切頂線施工在行人側(cè)巷道肩角處，相鄰補強錨索用W 型鋼帶連接；第二列普通錨索距留巷幫1000 mm，排距1000 mm，與第一列補強錨索并排施工；第三列補強錨索在巷道正中間布置，排距為2000 mm。根據(jù)9-2092 巷頂板巖性變化及煤層厚度的分布情況，及時變更補強錨索長度，確保補強錨索錨固端錨固在穩(wěn)定巖層內(nèi)不小于2.0 m。如圖1。

2.1.2 巷幫支護

采用兩排Φ18.9 mm 的錨索進行支護，每根幫錨索使用CKb2340 型錨固劑1 條、Z2360 型錨固劑2 條進行錨固。第一排幫錨索距頂板1200 mm，向上與巷幫成45°角，間距2000 mm，錨索長度為4.2 m，錨索間全部采用2400 mm×300 mm×2 眼的W 鋼帶進行聯(lián)合支護；第二排幫錨索距第一排幫錨索1000 mm，與第一排幫錨索插花布置，間距2000 mm，錨索長度為6200 mm。

圖1 補強支護布置圖

2.2 切頂預裂爆破

在巷道回采煤壁側(cè)輪廓線頂板肩角處布置切頂眼，采用雙向聚能預裂爆破，使頂板沿順槽方向拉裂成型。切眼設計垂直深度為巖體破碎高度，根據(jù)采空區(qū)頂板巖石碎脹理論進行計算。

式中：Ki為巖石碎脹系數(shù)；Hi+△Hi為采掘或崩落下來的破碎巖體總高度；Hi為破碎前的原始高度。

則當巷道高度等于頂板巖體垮落后的高度時，采空區(qū)充滿。結(jié)合實際，巷高取3.0 m，碎脹系數(shù)一般為1.3～1.5，取1.36。

根據(jù)切頂眼鉆機設備選型及減小巖石跨落摩擦力要求，確定切頂眼施工角度θ=19°。

根據(jù)9-2092 頂板的整體煤巖分布情況及沿空留巷經(jīng)驗，切眼深度取9 m，切眼角度19°，間距500 mm，誤差控制要求孔深±150 mm、角度±2°、間距±50 mm。

爆破設計要求，采用不耦合裝藥、正向爆破、串聯(lián)放炮方式，巷道爆破時裝藥方式為4-5-3-2-2（藥卷為0.3 kg），每孔裝藥量為4.8 kg；每孔眼內(nèi)安裝4.5 根聚能管，聚能管切縫方向與切頂線一致，聚能管中全部采用水炮泥代替空氣柱，每根聚能管內(nèi)裝一個雷管，雷管串聯(lián)，封泥長度為2 m，每孔腳線串聯(lián)起爆，一次最多起爆6 個孔，頂板破碎段一次最多起爆4 個孔。鉆孔爆破裝藥方式隨著頂板巖性變化情況及窺視效果檢測結(jié)果進行調(diào)整。

2.3 門式支架

門架選型以支護強度與頂板壓力相平衡的原則，按采高計算支架的工作阻力公式：

式中：P 為承受壓力，kN；N 為采高倍數(shù)，一般取4～8，頂板條件好、周期來壓不明顯時取下限，否則取上限，本工作面取8；M 為采高，取3.0 m；Z 為煤層頂板巖石容重，取2.5 t/m2。

代入數(shù)據(jù)計算可得：

式中：S 為支架控頂面積，m2；L1為支架控頂長度，取4.8 m；L0為支架控頂寬度，取1.5 m。代入數(shù)據(jù)計算可得：S=4.8×1.5=7.2 m2。

式中：Q 為要求的支架工作阻力，kN；P 為承受壓力，kN；S 為支架控頂面積，m2。代入數(shù)據(jù)計算可得：Q=588×7.2=4234 kN。

結(jié)合煤礦實際，采用ZLQ4200/20/39 型門式支架，支架工作阻力為4200 kN（34.5 MPa）。

支設要求：垂直巷道支設，滯后支架切頂線最大距離1.5 m，支設間距1.2～1.5 m，頂梁梁頭靠采空區(qū)W 鋼帶支設，頂梁距采空區(qū)側(cè)≤500 mm，支護長度根據(jù)礦壓穩(wěn)定周期確定在150～180 m。

2.4 擋矸支護

擋矸戧柱配合29U 型鋼掛鋼筋，U 型鋼超前支架切頂線2 m 支設，擋矸戧柱緊跟支架切頂線支設，間距0.5 m。

3 沿空留巷圍巖控制效果

對9-209 工作面留巷進行表面位移監(jiān)測、巷道頂板離層監(jiān)測、留巷門式支架壓力支架受力監(jiān)測。

3.1 圍巖變形控制監(jiān)測

巷道表面位移監(jiān)測數(shù)據(jù)可較好地判定巷道圍巖的運動情況，分析圍巖是否進入穩(wěn)定狀態(tài)。巷道表面位移監(jiān)測采用“人工測點+頂板移近量監(jiān)測”。人工測點每50 m 布置一個，采用十字法，每推進10 m 進行一次觀測、記錄、分析。頂?shù)装逡七M量測點布置在人工測點2 m 范圍內(nèi)，測點垂直巷道進行布置。

巷道圍巖移近量如圖2，選取50 m 處為1 號測點、250 m 處為2 號測點、450 m 處為3 號測點。分析數(shù)據(jù)可知：隨著工作面的不斷推進，留巷距離逐漸加大，留巷的圍巖變形大致要經(jīng)歷3 個區(qū)段，分別為工作面后方0～80 m 內(nèi)壓力劇增區(qū)段，80～150 m 內(nèi)為壓力緩增區(qū)段，150 m 以外為圍巖二次平衡穩(wěn)定區(qū)段。在工作面后方120～150 m 壓力趨于峰值，頂?shù)装遄冃卫塾嬜畲螅數(shù)装謇塾嬜畲笠平?45 mm，平均值330 mm，兩幫最大移近量為271 mm，平均值為219 mm。計算巷道回縮量為15%，斷面積滿足通風及留巷空間要求。

圖2 測站巷道圍巖移近量曲線

3.2 巷道門式支架受力監(jiān)測

通過對門式支架立柱的受力狀況進行監(jiān)測，分析門式支架與圍巖相互作用關(guān)系，掌握采場頂板巖層運動規(guī)律，可為后續(xù)支護設計提供礦山壓力上的指導。門式支架每根立柱安裝一個壓力表，每10架取一組壓力表進行監(jiān)測，每推進10 m 進行一次監(jiān)測。

如圖3，在門架支設時選取第20 架為1 號測點、第60 架為2 號測點、第100 架為3 號測點。經(jīng)分析可看出門式支架配合標準底梁進行支護，門架間距控制在1.5 m 以內(nèi)，門架立柱阻力在4200 kN，能夠滿足要求。

圖3 門架壓力監(jiān)測曲線圖

3.3 頂板離層監(jiān)測

為及時掌握巷道頂板在錨固范圍之內(nèi)與錨固范圍之外的離層情況，判斷頂板的穩(wěn)定性，同時為完善支護參數(shù)提供依據(jù)，頂板離層監(jiān)測與錨索測力計監(jiān)測設備成對進行安裝，每50 m 布置1 組，頂板離層監(jiān)測儀深基點固定在14 m 以上，淺基點固定在7 m 處。

如圖4，選取100 m 處為1 號測點、200 m 處為2 號測點、300 m 處為3 號測點。經(jīng)分析可看出，工作面前方直接頂在回采前未發(fā)生明顯的離層，在工作面后方10～70 m 內(nèi)出現(xiàn)離層現(xiàn)象，淺基點最大變化量為8 mm，深基點最大變化量為16 mm。分析為巷道頂板有一層0.3～0.5 cm 偽頂影響，導致巷道頂板出現(xiàn)離層現(xiàn)象，但頂板離層儀變化量低于報警值，處于正常變化值范圍內(nèi)。通過數(shù)據(jù)看頂板離層值較小，說明頂板在門式支架、巷道原支護、補強支護、切頂卸壓措施的共同作用下，頂板穩(wěn)定性較好，留巷整體效果良好。

圖4 不同測點頂板離層曲線圖

4 結(jié)語

通過采用錨索補強加固與預裂切縫爆破，提前對巷道內(nèi)支護進行加固，切斷工作面局部范圍頂板應力傳遞，減弱回采期間巷道的頂板壓力，再配合門式支架臨時支護與擋矸支護，最大限度地發(fā)揮了自身短懸臂梁承載作用，保證了9-209 工作面留巷變形控制在設計內(nèi)，效果良好。