18403 工作面沿空留巷無煤柱開采技術(shù)及應(yīng)用研究

吳 珊

（山西焦煤西山煤電屯蘭礦，山西 太原 030206）

1 概況

屯蘭礦18403 采煤工作面回采長度474 m，開采的8#煤層厚度1.2～3.5 m/3.09 m，煤層埋深300 m，傾角約5°～8°。8#煤層基本無直接頂（局部發(fā)育泥巖直接頂）及偽頂，煤層基本頂厚度平均為3.10 m，L1 石灰?guī)r巖性；煤層底板厚度平均為4.50 m，巖性為砂質(zhì)泥巖和泥巖，局部為細(xì)砂巖及粉砂巖。為增加煤炭資源回收率，減少巷道掘進(jìn)工程量，在18403 運輸順槽采用沿空留巷[1]，順槽巷道設(shè)計尺寸是5.5 m×3.6 m 矩形斷面，錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方式。

2 沿空留巷設(shè)計

巷道護(hù)幫運用錨桿掛菱形金屬網(wǎng)方式支護(hù)，頂板運用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方式。頂板錨桿使用直徑22 mm、長度2.5 m 的MG500 型左旋無縱筋螺紋鋼，頂鋼帶使用長、寬、厚分別為4.8 m、0.25 m、3 mm 的W 型6 眼鋼帶，排距為1 m，眼距為0.9 m，加8#金屬菱型網(wǎng)支護(hù)巷道頂板；頂錨索三三布置，采用直徑21.8 mm、長度7.3 m 的鋼絞線，間距1.6 m，排距3 m；護(hù)幫錨桿使用直徑20 mm、長度2 m的MG400 型左旋無縱筋螺紋鋼，間距排距均為1 m，并掛10#金屬菱型網(wǎng)護(hù)幫。支護(hù)示意圖如圖1。

圖1 巷道支護(hù)斷面圖（mm）

2.1 補強(qiáng)錨索支護(hù)設(shè)計

為確保周期來壓及切頂期間巷道穩(wěn)固，在切頂前對巷道頂板使用補強(qiáng)錨索再加固。補強(qiáng)錨索的選擇比切頂深度長1.5～2.5 m，用最大采高3 m 來計算，基本切頂高度7.8 m，補強(qiáng)錨索長度選擇10.3 m。補強(qiáng)錨索與頂板垂直，在原支護(hù)的方案上增設(shè)兩排，采用錯位的布置方式[2]。其中，第1 排補強(qiáng)錨索布置間距為1.5 m，距煤壁幫0.45 m；第2 排間距3 m，距煤壁幫1.45 m，補打錨索與原錨索之間的距離為1.5 m。切頂側(cè)補強(qiáng)錨索與預(yù)裂切頂面之間的距離宜選擇0.3 m，誤差50 mm?？拷罕趥?cè)的首排錨索每3 根之間使用3.4 m 長的鋼帶連接，緊挨的兩條鋼帶搭接0.4 m。補強(qiáng)錨索設(shè)計預(yù)緊力≥290 kN，錨固力520 kN，錨固段長度≥1.2 m。

2.2 預(yù)裂切頂設(shè)計

頂板預(yù)裂切頂?shù)幕咀饔檬鞘共煽諈^(qū)被頂板掉落矸石填充，對上覆巖層起到支撐作用，降低它的回轉(zhuǎn)變形，達(dá)到穩(wěn)定沿空留巷的目的；此外，還能夠使基本頂巖梁被切斷，降低巷道上部頂板受到采空區(qū)頂板的“拉拽”作用[3]。18403 采面煤厚3.1 m，采空區(qū)頂板冒落巖層碎脹系數(shù)選擇1.3，底板移近量0.2 m，算出預(yù)裂切頂孔深度≥9.5 m。考慮到實地工況，確認(rèn)切頂垂直深度9.7 m，鉆孔深度10 m。

18403 采面煤層頂板為石灰?guī)r，為堅硬頂板，為了確保爆破預(yù)裂切頂效果，設(shè)計預(yù)裂切頂孔之間的距離為0.5 m。為了確保留巷效果，需要對開采面運輸順槽以及切眼部分進(jìn)行切頂。切眼外幫頂板在初采時進(jìn)行切頂鉆孔，切頂區(qū)域是距離18403 運輸順槽50 m 的范圍內(nèi)，鉆孔的方向與頂板垂直，切頂線間距1 m，與外幫煤壁之間距離0.5 m，切頂孔深度10 m，切頂孔半徑26 mm；運輸順槽鉆孔與開采面幫之間的距離為0.2 m，沿著巷道頂板走向方向分布1 排，間距為0.5 mm，預(yù)裂切頂鉆孔和豎直方向的夾角（偏向采空區(qū)方向）是15°。

頂板定向預(yù)裂爆破單個藥卷選擇直徑為35 mm，長度0.3 m；管長1.5 m，內(nèi)徑36.5 mm，外徑42 mm，BTC-1500 型聚能管；設(shè)置裝藥結(jié)構(gòu)為5+4+3+3+1的四根半聚能管，封孔長度選擇2.4～2.9 m。

2.3 擋矸支護(hù)設(shè)計

在架后臨時支護(hù)區(qū)域，在液壓支架切頂線后290 m 范圍內(nèi)，采用“單體液壓支柱+金屬網(wǎng)+29U型鋼”加強(qiáng)支護(hù)。其中29U 型鋼之間的距離以及擋矸側(cè)單體液壓支柱之間的距離都是0.5 m，分組布置，29U 型鋼和采空區(qū)中間鋪設(shè)金屬網(wǎng)。

當(dāng)巷道受采動影響不大、單體支柱壓力和頂板下沉量變化不大的時候，確認(rèn)該區(qū)域已經(jīng)處于穩(wěn)固情形時，可以把臨時支護(hù)單體液壓支柱拆除，僅留下菱形金屬網(wǎng)+29U 型鋼進(jìn)行擋矸支護(hù)[4]。

2.4 臨時支護(hù)設(shè)計

1）超前支護(hù)區(qū)

采面超前30 m，使用“3 梁3 柱”的方式支護(hù)，排距1 m，第1 排單體液壓支柱距煤壁下幫0.6 m，第2 排距離第1 排1 m，第3 排距開采面煤壁0.6 m。工作面頭巷（實煤段）超前支護(hù)示意圖如圖2。

圖2 工作面頭巷（實煤段）超前支護(hù)示意圖（mm）

采面前10 m 區(qū)間使用“1 梁6 柱”的方式支護(hù)，距開采面10～50 m 區(qū)域內(nèi)使用“1 梁4 柱”的方式支護(hù)，單體液壓支柱之間的距離依據(jù)實際情況調(diào)節(jié)。單體液壓支柱配合4 mπ 型頂梁，沿著巷道走向方向分布。在π 型頂梁之間設(shè)置單體液壓支柱，柱間距離1 m，采用0.8 mπ 型頂梁和防倒措施。工作面頭巷（沿空段）超前支護(hù)示意圖如圖3。

圖3 工作面頭巷（沿空段）超前支護(hù)示意圖（mm）

2）架后臨時支護(hù)區(qū)

在采面推進(jìn)中，受動壓影響，架后臨時支護(hù)區(qū)使用“4 梁4 柱”方式支護(hù)，排距為1 m。第1 排與切頂線之間的距離為1.1 m，采用0.8 mπ 型頂梁，沿巷道走向分布；第2 排與第1 排的距離為0.8 m，第3 排與第2 排的距離為0.9 m，第4 排與第3 排的距離為1.7 m，與另一側(cè)煤壁距離為0.7 m，采用0.8 mπ 型頂梁，垂直巷道走向分布，均配防倒措施；架后臨時支護(hù)距離為290 m。沿空留巷架后臨時支護(hù)及擋矸支護(hù)示意圖如圖4。

圖4 沿空留巷擋矸支護(hù)、架后臨時支護(hù)示意圖（mm）

3）成巷穩(wěn)定區(qū)

在回采期間依據(jù)礦壓監(jiān)測的結(jié)果和留巷段頂板狀況確定臨時支護(hù)的回撤距離和時間，成巷穩(wěn)定區(qū)為液壓支架切頂線290 m 之后，這一區(qū)域中單體液壓支柱均全部回撤。

3 效果分析

3.1 留巷效果分析

在運輸順槽留巷初始200 m 范圍設(shè)置10 個測量點，測量點之間的間隔為20 m，之后測量點間隔調(diào)整為80 m，測量留巷表面位移、錨索受力變形、頂板離層、擋矸橫向壓力和單體柱受力壓縮量。

1）巷道頂板離層和表面位移

經(jīng)測量，在開采面前方大概35 m 處巷道圍巖變形變大，在開采面后方25 m 變形急增，到開采面后方大概120 m，巷道表面位移增加變緩，180 m后變形穩(wěn)定。巷道表面位移和頂板離層變化趨勢大致相同，離層最大值88 mm。

2）錨索受力變形量

在開采面后方20 m，補強(qiáng)錨索受到的拉力激增，隨后逐漸平穩(wěn)，受力最大值為3.5×105N。此外，錨索恒阻器發(fā)生變形，變形量最大為82 mm。

3）橫向擋矸壓力

開采面后方30 m，橫向擋矸壓力增加，壓力極值約1 MPa。

4）單體柱壓力及縮量

錨索受力和單體柱壓力變化趨勢大體相同，單體柱下縮量最大值為95 mm。

3.2 卸壓效果分析

在與運輸順槽距離50 m 的區(qū)間內(nèi)，液壓支架每隔3 架設(shè)置1 個測量點，共10 個。經(jīng)過測量，正?；夭蓵r期，未卸壓側(cè)支架壓力和開采面支架壓力區(qū)別不大，然而在周期來壓時期，支架壓力值相較未卸壓時有明顯的不同，為未卸壓的80%，表明預(yù)裂爆破實現(xiàn)了切頂卸壓的預(yù)期。

3.3 經(jīng)濟(jì)效果分析

目前屯蘭礦已經(jīng)在18403 采面運用了無煤柱開采方案，煤炭資源回收率較原開采方案提升7%，累計多回收資源78 萬t。無煤柱開采留巷成本為6650 元/m，若29U 擋桿支護(hù)回收，以回收率50%計算，回收效益為1478 元/m。

4 結(jié)論

1）結(jié)合18403 采面實際工況，研究了補強(qiáng)支護(hù)、預(yù)裂切頂、擋矸支護(hù)和臨時支護(hù)的方案，完成了18403 采面運輸順槽沿空留巷，提高生產(chǎn)效益。

2）屯蘭礦運用無煤柱開采技術(shù)方案，共計沿空留巷13.13 km，開采面留巷速度15 m/d，煤炭資源回收率大大提升，經(jīng)濟(jì)和社會效益顯著。