陰振山

（山西焦煤汾西礦業(yè)柳灣煤礦，山西 孝義 032303）

采用常規(guī)一面兩巷留煤柱開采方法采煤后，在工作面前方及兩側(cè)引起的采動疊加應(yīng)力集中是造成沿空巷道事故多發(fā)的力學(xué)根源[1]。研究表明，采掘分離致使成本高、效率低、資源浪費嚴(yán)重，急需傳統(tǒng)產(chǎn)業(yè)的高新技術(shù)改造[2-3]。曙光煤礦主采2、3號煤層，所用巷道均沿煤層全高掘進(jìn)，采用矩形斷面，現(xiàn)掘進(jìn)斷面尺寸4×2.5m，掘進(jìn)斷面面積10m2。掘巷速度慢，掘進(jìn)成本較高，致使接替緊張，急需采用切頂卸壓自成巷新技術(shù)及其配套工藝來實現(xiàn)安全高效生產(chǎn)。

1 工程概況

1226綜采工作面可采走向長度1562m，傾向長度180.5m，所采煤層屬于二疊系下統(tǒng)山西組2#煤，煤層厚度平均為2.85m。工作面的頂板巖層為粉砂質(zhì)泥巖和粉砂巖，直接底為粉砂巖。工作面沿頂?shù)装甯蠲海涣繇數(shù)酌骸?226工作面運輸巷采用切頂留巷工藝，留巷長度為1562m。如圖1所示。

圖1 工作面切頂沿空成巷無煤柱開采示意圖

2 切頂成巷方案

設(shè)計采用以“切頂卸壓+恒阻大變形錨索支護(hù)”為主體的設(shè)計方案[4-5]。為保證留巷效果，在1226工作面運輸巷道靠近回采側(cè)范圍內(nèi)進(jìn)行切頂爆破，并且在開切眼和停采線附近繞角每側(cè)多切頂15m。

2.1 頂板預(yù)裂切縫設(shè)計

預(yù)裂切縫深度（不低于）

按切頂高度巷道可以分為A、B兩個區(qū)。其中A區(qū)總共1042m，切頂高度10m；B區(qū)總共550m，切頂高度11m。切頂卸壓留巷段需進(jìn)行恒阻錨索加固，錨索長度一般比切頂高度長2m。但是在高于切頂線高度2m的范圍內(nèi)，錨索須錨固在穩(wěn)定的巖層中，若沒有穩(wěn)定的錨固層，就需要改變錨索的錨固位置。在A、B兩個區(qū)中，A區(qū)錨索長度12m，B區(qū)錨索長度13m。運輸和材料巷及開切眼的切縫孔距巷道回采側(cè)幫150mm，切縫面與鉛垂線夾角為15°，切縫孔間距初步設(shè)計為500mm，施工時至少超前工作面50m。

2.2 恒阻大變形錨索設(shè)計

考慮到頂板巖層分布、巷道原有支護(hù)參數(shù)情況，恒阻錨索設(shè)計長度分別為12.0m（A區(qū)）、13.0m（B區(qū)）。若考慮外露長度須在此基礎(chǔ)上加0.3m，分別為12.3m（A區(qū)）、13.3m （B區(qū)），施工時至少超前工作面100m。

圖2 恒阻錨索支護(hù)圖

恒阻大變形錨索垂直于頂板方向布置。1226工作面運輸和材料巷共布設(shè)2列恒阻大變形錨索，第一列恒阻錨索距切縫鉆孔400mm（距回采側(cè)煤幫550mm），排距1000mm；第二列中線偏實體煤側(cè)200mm，排距2000mm。恒阻錨索相鄰錨索之間用3mm×280mmW鋼帶連接（平行于巷道走向），恒阻錨索支護(hù)如圖2所示。W鋼帶長2.5m，寬280mm，第一列切縫側(cè)錨索的槽鋼擴(kuò)3個孔，第二列錨索的W鋼帶擴(kuò)2個孔。托盤規(guī)格300mm×300mm×16mm，中間擴(kuò)孔直徑100mm±1mm。

2.3 巷道支護(hù)

經(jīng)現(xiàn)場礦壓觀測，將工作面附近劃分為三個區(qū)：超前支護(hù)區(qū)（煤壁前方0～30m），架后臨時支護(hù)區(qū)（架后0～200m）和成巷穩(wěn)定區(qū)（架后200m之后）。不同分區(qū)根據(jù)需要采取不同的支護(hù)措施，如圖3所示。

圖3 巷道不同位置分區(qū)

（1）超前支護(hù)區(qū)

采用單體液壓支柱配π型梁進(jìn)行超前支護(hù)，一梁三柱垂直巷道布置。

（2）架后臨時支護(hù)區(qū)

① 支護(hù)強(qiáng)度計算

工作面順槽為矩形斷面，根據(jù)自然平衡拱理論計算。

頂板最大松動范圍為：

b1=（a+c）/f

式中：

a-巷道寬度的一半，取2.35m；

c-幫部最大破壞范圍，取3.5m；

f-頂板硬度系數(shù)，取2；

由上式可算出b1值為2.925m。

按照最危險的情況考慮，頂板松動范圍內(nèi)的巖體自重全部由門式支架承擔(dān)，則所需的門式支架支護(hù)力為：

N=b1r（2c+2a）d

式中：

b1-頂板最大松動范圍，取2.925m；

r-巖層平均重力密度，取25kN/m3；

c-巷道兩幫破壞范圍，取3.5m；

a-巷道寬度，取2.35m；

d-支護(hù)排拒，取1.5m。

由上式可算出N值為1283.34kN。

根據(jù)壓強(qiáng)公式P=N/S，可算出所需支護(hù)壓強(qiáng)最少為0.182MPa。

根據(jù)提供的ZLQ2826/22.5/38型門式支架技術(shù)參數(shù)可知，ZLQ2826/22.5/38型門式支架初撐力為1978.2kN，工作阻力為2826kN，均大于所需支撐力，故ZLQ2826/22.5/38型門式支架完全符合需要。

圖4 自然平衡拱理論示意圖

② 支架鉆底驗算

2#煤層直接底為砂質(zhì)頁巖，厚度約為1m，普式硬度為4，經(jīng)查閱資料（采礦工程設(shè)計手 冊 P232）， 砂 巖 抗 壓 強(qiáng) 度 為 4.5～10MPa，ZLQ2826/22.5/38型門式支架初撐力為1978.2kN，工作阻力為2826kN，與底板接觸面為直徑500mm的立柱底座，接觸面積為0.785m2。

根據(jù)壓強(qiáng)計算公式P=N/S可計算得出，ZLQ2826/22.5/38型門式支架初撐力時對底板比壓為2520kPa，即為2.52MPa，工作阻力時對底板比壓為3600kPa，即為3.6MPa，均小于底板抗壓強(qiáng)度，符合使用要求。

③ 確定最終參數(shù)

1226工作面留巷寬度4700mm（凈寬度4500mm），高度3500mm，確定門式支護(hù)裝置高度為2250～3800mm，橫梁長度3900mm，支護(hù)裝置工作阻力為2826kN（P=45MPa），型號為ZLQ2826/22.5/38型門式支架。配合U型鋼擋矸進(jìn)行后部支護(hù)。支架搬運采用WC3Y(B)型防爆柴油機(jī)無軌膠輪車，門式支護(hù)裝置中軸線巷道走向間距1000mm，門式支護(hù)裝置外部距離擋桿550mm，距離實體煤側(cè)600mm。架后臨時支護(hù)如圖5所示。

（3）成巷穩(wěn)定區(qū)

隨著工作面的往前推進(jìn)，經(jīng)現(xiàn)場礦壓觀測，巷道頂?shù)装逡平口呌诜€(wěn)定，圍巖變形基本穩(wěn)定時可認(rèn)為該區(qū)域頂板已趨于穩(wěn)定狀態(tài)，可將單體液壓支柱撤掉，只保留可伸縮U型鋼進(jìn)行擋矸支護(hù)。兩根36U型鋼用卡蘭固定搭接形成可伸縮擋矸U型鋼，為增強(qiáng)可伸縮擋矸U型鋼整體擋矸強(qiáng)度，可伸縮擋矸U型鋼之間采用連桿連接。

圖5 架后臨時支護(hù)圖

2.4 通風(fēng)設(shè)計

沿空留巷時工作面采用Y型通風(fēng)方式，新風(fēng)有兩條路線到達(dá)工作面，分別為：

路線1：主斜井（副立井）→集中軌道巷→1226運輸聯(lián)絡(luò)巷→1226運輸巷→工作面；

路線2：主斜井（副立井）→集中軌道巷→1226材料聯(lián)絡(luò)巷→1226材料巷→工作面；

乏風(fēng)有1條路線為：

路線1：1226工作面→1226運輸留巷段→1232材料巷→1232回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷→集中回風(fēng)巷→關(guān)家口回風(fēng)立井→地面。

3 結(jié)語

（1）此次切頂沿空成巷改善了巷道應(yīng)力環(huán)境，降低了受二次采動影響巷道維護(hù)成本。

（2）順槽煤巷萬噸掘進(jìn)率降低40%，與現(xiàn)有充填留巷工藝相比，降低成本10%～30%。

（3）留巷工藝取消了順槽隔離煤柱，消除了采空區(qū)自然發(fā)火隱患。