锦瑞煤业8102 回风顺槽切顶卸压沿空留巷应用研究

王强强

（山西煤炭运销集团锦瑞煤业有限公司， 山西 离石 033000）

0 引言

沿空留巷可提高采面煤炭采收率、避免采空区内遗留煤柱而引起下部煤层应力集中等问题，对提高矿井生产效益以及安全保障能力等均有一定的促进意义[1-3]。其中切顶卸压技术综合使用恒阻锚索、切顶钻孔以及挡矸支护等措施，实现留巷段围岩稳定，在煤矿井下应用呈增加趋势[4-7]。本文就以锦瑞煤业8102回风顺槽留巷为工程背景，根据现场情况，对切顶卸压留巷技术布置方案及应用效果等进行探讨，以期为矿井积累沿空留巷经验并为其他矿井沿空留巷工作开展提供经验参考。

1 工程概况

1.1 地质概况

8102 回采工作面位于井田一采区南部。工作面标高+805～850 m，地面标高+950～+1 032 m，盖山厚度130～182 m。回风顺槽长度为644 m，切眼长142 m，8 号煤赋存稳定，煤层位于太原组L1 石灰岩下，厚度3.1～3.4 m（均值3.2 m），含0～3 层夹矸（厚0.05～0.39 m）。8 号顶板为石灰岩，底板为砂质泥岩、泥岩。

根据矿井采掘衔接计划安排，决定在8102 工作面回风顺槽20～437 m 处进行切顶卸压留巷。该巷道作为8104 综采工作面的运输顺槽，留巷度4.2 m，位置如图1 所示。

图1 留巷段位置示意图（单位：mm）

1.2 原有支护形式

8102 回风顺槽毛断面尺寸为4.5 m×3.2 m，采用锚网索支护。巷帮用Φ18 mm×2 000 mm 锚杆，间距900 mm、排距1 000 mm，用120 mm×120 mm×8 mm的拱形托盘；挂12 号菱形铁丝网，邻近金属网间有100 mm 搭接距离，每隔150 mm 呈现双排错位布置（即三角形布置），采用14 号铁丝双股绑扎，扭结不少于3 圈；顶部用Φ17.8 mm×6 300 mm 锚索支护，间距1 800 mm、排距4 000 mm，“二一二”布置，配合300 mm×300 mm×16 mm 的拱形托盘。具体支护形式如图2 所示。

图2 回风顺槽原支护形式（单位：mm）

2 沿空留巷施工方案

8102 回风顺槽沿空留巷工作基于恒阻锚索补强+切顶卸压思路开展，不仅可实现顶板变形有效控制而且切顶后改善巷道受力环境，提高留巷效果。

2.1 补强锚索施工

8102 回风顺槽恒阻锚索打设从437 m 起始至顺槽口20 m 处结束，共417 m，共打设3 列恒阻锚索，垂直顶板布置，间距1 500 mm，第一列排距1 000 mm，第二列及第三列均为2 000 mm，两侧的恒阻锚索与采空区帮、采面帮间距分别为700 mm、800 mm；锚索长度为12.3 m（必须锚到L2 石灰岩之上稳定岩层中1 m）、直径21.8 mm、规格为1×19-1860 型钢绞线，破断力≥550 kN；靠近采空区帮的第一列恒阻锚索通过平行于巷道走向的W 钢带连接；布置有施加290 kN 预紧力。恒阻锚索布置如图3 所示。

图3 8102 回风顺槽恒阻锚索布置示意图（单位：mm）

2.2 切顶钻孔施工

2.2.1 切顶钻孔技术参数

切顶卸压时切顶钻孔深度可通过式（1）计算[8-9]：

式中：H缝为钻孔垂高（即切顶深度）；H煤为采煤高度，取3.2 m；∆H 为采空区顶底板移近量，根据现场条件取0.3 m；K 为冒落岩层的碎胀系数，取1.3。

将相关数据代入式（1）计算得：H缝=9.7 m。因此，锦瑞煤矿采用顶板预裂超前卸压处理的顶板高度必须大于9.7 m。根据8102 回风顺槽顶板岩体柱状图分析，结合相似条件下的工程经验，并考虑垮落的岩层能够充满采空区，垂直断顶高度确定为11 m（斜长11.3 m）。8 号煤层直接顶为L1 灰岩硬度较大，为提高切顶效果，现场使用的切顶钻孔间距500 mm、向采空区外插15°。

2.2.2 切顶钻孔现场布置方式

切顶钻孔开孔距离采空区帮300 mm、孔径Φ52 mm（Φ45～Φ52 mm），8102 回风顺槽切缝孔深孔（斜长）暂定为11.3 m。8102 回风顺槽切缝孔断面，如图4 所示。

图4 8102 回风顺槽切缝孔断面（单位：mm）

装药方式可采用四孔连续装药隔一个空孔方式进行。根据以往回采的工作面回采经验，超前预裂切缝应超前工作面50 m，开切眼预裂切缝必须在回采前全部爆破完毕。

2.3 留巷段围岩支护

根据采面矿压显现情况以及采空区顶板垮落情况，将留巷段分为补强及超前切顶区（超前采面50 m以外，此区间布置恒阻锚索及切顶钻孔）、超前支护区（超前采面0～20 m）、滞后维护区（滞后采面0～200 m）和成巷稳定区（滞后采面200 m 以外）。

2.3.1 超前支护区（煤壁前方0～20 m）

此范围受采面开采影响显著，需进行超前支护。具体用2 根DW4.0 型单体并配合工字钢支护，单体排距1 000 mm。工作面的刮板机机尾不得超过煤壁1.5 m，端尾架不得超出煤壁0.3 m。

2.3.2 架后滞后临时维护区（架后0～200 m）

此区域受采空区顶板垮落影响明显，具体通过单体、π 型钢梁支护。围岩支护时用5 根单体（DW4.0型）、π 型钢梁（长3.5 m）按照1 000 mm 排距支护，具体布置方案如图5 所示。

2.3.3 巷帮挡矸防护设计

挡矸支护用金属网（钢筋网）+挡矸支架+单体+密集挡矸柱方式支护，具体布置方案如图6 所示。挡矸支架型号为RTD29-2500/01，单体（型号DW4.0）、密集支柱（29U/2500-01）交替布置，间距均为500 mm；在靠近采空区侧布置金属网。

图6 架后挡矸支护侧视图

2.3.4 成巷稳定区支护

在滞后采面200 m 以外范围，采空区顶板基本稳定，因此将临时支护“四柱”变为“三柱”“二柱”或者隔架回撤，直至单体支柱全部回撤。架设的伸缩式护帮挡矸架在巷道复用时，进行回撤。

3 留巷效果分析

布置测点获取到留巷段围岩变形监测曲线如图7 所示。滞后采面0～170 m 内围岩变形增加速度较快；滞后采面200 m 以后，采面围岩变形基本稳定。期间监测到顶板下沉量247 mm、底鼓量434 mm，采面帮及采空区帮收敛量分别为150 mm、100 mm。整体来说，留巷段围岩变形在允许范围内，留巷段巷道断面可满足后续8104 工作面需要。

图7 留巷矿压显现监测结果

4 结论

1）通过恒阻锚索补强支护，可降低巷道顶板下沉量，依据现场情况恒阻锚索布置参数，顶板布置3 排恒阻锚索，直径21.8 mm、规格1×19-1860 型钢绞线，间距1 500 mm，靠近采空区排距1 000 mm、其余2排锚索排距均为2 000 mm，并施加290 kN 预紧力。

2）采用理论计算方法以及工程经验，确定切顶钻孔孔深为11 m（斜长11.3 m）、炮孔间距500 mm、角度15°；采用单体、工字钢及挡矸支架等进行超前支护、采面后方临时支护及挡矸支护，实现留巷段围岩变形有效控制。

3）现场应用后，8102 回风顺槽留巷段围岩变形整体较小，变形以底鼓为主，最大变形量控制在434 mm。留巷段围岩保持稳定，支护体系起到较好围岩控制效果，留巷段断面可满足8104 工作面使用需要。