11090膠帶順槽沿空留巷加固方案

衛(wèi)寒冰

為緩解采掘接替緊張局面，新義礦業(yè)決定采用沿空留巷技術(shù)。初步確定在11090工作面膠帶順槽進(jìn)行沿空留巷。根據(jù)11090工作面地層柱狀圖，11090工作面二1煤層頂部偽頂平均厚度0.8m，直接頂4.6m，基本頂12.6m，合計15.7m。

第一節(jié) 切頂卸壓沿空留巷技術(shù)原理

預(yù)裂爆破處理堅硬頂板是指在頂板未受采動影響區(qū)進(jìn)行的頂板弱化爆破作業(yè)，在工作面超前支承壓力影響區(qū)范圍之外進(jìn)行。

預(yù)裂爆破技術(shù)，將11090膠帶順槽煤墻側(cè)上方頂板巖層切斷，使巷道頂板形成短壁懸梁結(jié)構(gòu)，采空區(qū)頂板沿切縫垮落，并采取補強支護(hù)措施保證頂板穩(wěn)定;在工作面回采前打設(shè)加長錨索加固頂板。工作面回采后采取擋矸措施，沿?fù)蹴分粋?cè)形成巷幫，配合液壓抬棚和閉幫柱支護(hù)，使留巷度過工作面動壓影響，實現(xiàn)沿空留巷。

第二節(jié) 切頂卸壓留巷分區(qū)

采煤工作面頂板支護(hù)通常由工作面支護(hù)區(qū)、端頭支護(hù)區(qū)、超前支護(hù)區(qū)三部分組成，11090工作面內(nèi)采用ZF6400/17.5/28型液壓支架支護(hù)進(jìn)行支護(hù);端頭區(qū)域采用ZFG7200/21/30過渡支架進(jìn)行支護(hù);超前支護(hù)區(qū)域采用ZQL2*3200/23/50H型巷道超前支護(hù)支架進(jìn)行支護(hù)。

采用切頂卸壓沿空留巷技術(shù)后，根據(jù)巷道所受采動影響程度、巷道內(nèi)工程施工情況和巷道所處狀態(tài)，在工作面前、后方新增加三個區(qū)域，即超前切頂區(qū)、滯后臨時支護(hù)區(qū)、成巷穩(wěn)定區(qū)。

超前切頂區(qū)位于超前支護(hù)區(qū)之前，該區(qū)域內(nèi)巷道尚未受到超前支承壓力的影響，在巷道支護(hù)的作用下圍巖基本處于穩(wěn)定狀態(tài)下施工。

滯后臨時支護(hù)區(qū)位于成巷穩(wěn)定區(qū)之前、端頭支護(hù)區(qū)之后，該區(qū)域內(nèi)留巷受工作面周期來壓影響，頂板動壓顯現(xiàn)劇烈容易引起頂板下沉，采空區(qū)頂板矸石垮落易竄入巷道，因此采取巷幫擋矸防護(hù)措施，防止矸石竄入巷道、減小頂板下沉，巷幫擋矸防護(hù)、滯后臨時支護(hù)措施應(yīng)緊跟工作面端頭支架施工。

第三節(jié) 切頂卸壓留巷工藝流程

根據(jù)11090工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，工作面周期來壓步距約為35m，參考古漢山礦1604工作面沿空留巷滯后臨時支護(hù)區(qū)范圍為200m，11090工作面與1604工作面采高類似。暫定11090工作面膠帶順槽滯后臨時支護(hù)區(qū)為工作面后方200m范圍，該段巷道需要重點維護(hù)。

成巷穩(wěn)定區(qū)位于滯后臨時支護(hù)區(qū)之后，隨著工作面繼續(xù)推進(jìn)，當(dāng)留巷距離工作面較遠(yuǎn)時，工作面周期來壓對巷道產(chǎn)生較小的影響，且采空區(qū)內(nèi)頂板巖層運動基本趨于穩(wěn)定，完成沿空留巷。

一、超前預(yù)裂切縫

超前預(yù)裂切縫施工范圍：11090工作面膠帶順槽起始留巷處至停采線外20m，總長680m。超前打孔，超前爆破;爆破前巷道頂板必須打補強錨索加固完畢，巷道加固詳見“第四節(jié) 巷道超前區(qū)補強支護(hù)”。

1、爆破鉆孔參數(shù)

（1）鉆孔位置

考慮鉆機施工空間的需求，確定鉆孔開孔距離巷幫300mm，即鉆孔與巷道中線的距離S=2150mm

（2）鉆孔角度

深孔爆破時，封孔長度較長，為保證封孔部分也能有效爆破切斷，調(diào)整鉆孔角度增大鉆孔在淺部巖層中的長度。鉆孔開孔方向與煤壁夾角α=15°，傾角β=60°。

（3）鉆孔直徑d及間距L

預(yù)裂切縫鉆孔直徑45mm，根據(jù)經(jīng)驗暫定鉆孔間距L=500mm。由于錨桿排距為800mm，當(dāng)鉆孔與錨桿重合時，鉆孔間距可以偏移100mm。

（4）鉆孔深度H

1、根據(jù)11090工作面綜合柱狀圖，細(xì)粒砂巖基本頂頂板距離煤層頂板平均距離為15.7m，根據(jù)直接頂和基本頂?shù)暮穸缺壤?，暫定目?biāo)切頂高度H0=12m。

將上述參數(shù)代入式計算，鉆孔深度H為：

H=H0/sinα. 1/cosβ+0.5=（0.8m+4.6m+12.6m）/（sin75°×cos19°）+0.5=13.64m

式中：H0——目標(biāo)切頂高度，12m;

α——切縫孔與工作面膠帶巷傾向方向所成夾角，α=75°;

β——切縫孔沿工作面膠帶巷傾向方向偏工作面回采側(cè)角度+平均煤層傾角4°，β=19°;

c——鉆孔超過基本頂上邊界高度，取0.5m。

上述切頂高度H0和鉆孔深度H均為根據(jù)11090工作面綜合地層圖巖性厚度的平均值?，F(xiàn)場實際操作，應(yīng)根據(jù)實際頂板巖層變化情況進(jìn)行分區(qū)域分段設(shè)計切頂高度H0和鉆孔深度H。

代入上式計算得：預(yù)裂切縫鉆孔深度H=13.64m，考慮現(xiàn)場施工角度偏差影響目標(biāo)切頂位置，因此鉆孔深度取15m。

2、裝藥及封孔結(jié)構(gòu)

（1）炸藥，選用三級煤礦許用乳化炸藥，直徑φ=32mm，長l=200mm，重量m=200g。

（2）裝藥量Q和藥卷數(shù)量N，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，深孔爆破時封孔長度不低于孔深的1/3。封孔段長度L封=5m，裝藥段長度為L裝= H-L封=10m。

孔線裝藥密度q=400g/m，單孔裝藥量Q為：Q=k·L·q=2/3×15×400=4000g=4kg

換算成藥卷數(shù)量N為：N=4000/200=20卷

（3）裝藥及封孔結(jié)構(gòu)

①炮眼內(nèi)裝藥段長度10m，采用煤礦許用三級乳化炸藥和煤礦許用毫秒延期電雷管，每孔炸藥20卷，裝藥段分為三個部分，分別裝藥。

②采用pvc半管裝藥送入鉆孔，pvc半管之間采用2個自鎖螺絲將上下2節(jié)pvc半管端部搭接，搭接長度10cm。

③自上而下每部分藥卷數(shù)量為8卷、7卷、5卷，每部分2發(fā)電雷管起爆。

④封孔長度5m，采用水炮泥和炮泥封孔，其中水炮泥長度0.5m，采用2支長500mm水炮泥;炮泥長度4.5m。

⑤所有裝藥均為正向裝藥，孔內(nèi)電雷管并聯(lián)連接，孔間串聯(lián)連接。每次起爆電雷管采用相同段別，每次爆破5-15個炮孔。

2、裝藥及封孔結(jié)構(gòu)

采用φ32mm×200mm×200g三級以上煤礦許用乳化炸藥進(jìn)行爆破，每個鉆孔內(nèi)安設(shè)3節(jié)pvc半管作為炸藥載體，pvc管外徑40mm，內(nèi)徑35mm，管長3000mm。

采用8+7+5裝藥的正向裝藥方式，裝藥后用線繩或膠帶捆綁結(jié)實，防止將pvc管送入孔內(nèi)時炸藥脫落。每節(jié)pvc管內(nèi)使用2個毫秒電雷管，每孔使用8個毫秒電雷管，每孔內(nèi)的電雷管并聯(lián)，實際爆破過程中，可根據(jù)現(xiàn)場頂板破碎情況，適當(dāng)調(diào)整每孔裝藥量，每孔增減藥量不得超過4卷。

為保證切頂孔一次爆破數(shù)量，先提前打孔，再集中爆破，切頂孔超前最后一次爆破孔不宜超過40m，為防止爆破后相鄰鉆孔眼聾，根據(jù)爆破效果及爆破對頂板、巷道支護(hù)的影響，一次起爆眼數(shù)6-15個。

第四節(jié) 巷道超前區(qū)補強支護(hù)

一、巷道超前頂板補強支護(hù)

原11090膠帶順槽支護(hù)方式為錨網(wǎng)索支護(hù)，錨桿間排距800mm×800mm，規(guī)格φ20×2500mm左螺旋無縱筋高強錨桿。錨索采用7絲鋼絞線，規(guī)格φ17.8×6000mm，三花布置，間排距1600mm×1600mm。

為確保沿空留巷時支護(hù)強度，切頂前先對頂板采取加長錨索補強支護(hù)。在原有支護(hù)基礎(chǔ)上增加高強預(yù)應(yīng)力錨索支護(hù)頂板，錨索規(guī)格φ18.9×7500mm，排距800mm，每排布置3根，左右錨索距端頭550mm，右?guī)湾^索向回采幫偏轉(zhuǎn)10°，左右兩幫的補強錨索，沿順槽傾向用2600mm×280mm×4mm的W鋼帶進(jìn)行連鎖。

由于原巷道錨索采取三花布置，原來中間沒有錨索的，再補打一根φ18.9×7500mm錨索。錨固劑型號為K2350 型，每孔4卷，錨索錨固力不小于150kN，預(yù)緊力不小于200kN。

二、巷道下幫超前幫部補強支護(hù)

左幫采用錨索補強支護(hù)。設(shè)計在左幫原有支護(hù)基礎(chǔ)上增加高強預(yù)應(yīng)力錨索支護(hù)巷幫，錨索規(guī)格φ18.9×4300mm鋼絞線，間排距1000×800mm，每排布置2根，所有錨索垂直巷幫布置，錨固劑型號為K2350 型，每孔4卷，錨索錨固力不小于150kN，預(yù)緊力不小于200kN。

（作者單位：河南大有能源股份有限公司新安煤礦）