阴振山

（山西焦煤汾西矿业柳湾煤矿，山西 孝义 032303）

采用常规一面两巷留煤柱开采方法采煤后，在工作面前方及两侧引起的采动叠加应力集中是造成沿空巷道事故多发的力学根源[1]。研究表明，采掘分离致使成本高、效率低、资源浪费严重，急需传统产业的高新技术改造[2-3]。曙光煤矿主采2、3号煤层，所用巷道均沿煤层全高掘进，采用矩形断面，现掘进断面尺寸4×2.5m，掘进断面面积10m2。掘巷速度慢，掘进成本较高，致使接替紧张，急需采用切顶卸压自成巷新技术及其配套工艺来实现安全高效生产。

1 工程概况

1226综采工作面可采走向长度1562m，倾向长度180.5m，所采煤层属于二叠系下统山西组2#煤，煤层厚度平均为2.85m。工作面的顶板岩层为粉砂质泥岩和粉砂岩，直接底为粉砂岩。工作面沿顶底板割煤，不留顶底煤。1226工作面运输巷采用切顶留巷工艺，留巷长度为1562m。如图1所示。

图1 工作面切顶沿空成巷无煤柱开采示意图

2 切顶成巷方案

设计采用以“切顶卸压+恒阻大变形锚索支护”为主体的设计方案[4-5]。为保证留巷效果，在1226工作面运输巷道靠近回采侧范围内进行切顶爆破，并且在开切眼和停采线附近绕角每侧多切顶15m。

2.1 顶板预裂切缝设计

预裂切缝深度（不低于）

按切顶高度巷道可以分为A、B两个区。其中A区总共1042m，切顶高度10m；B区总共550m，切顶高度11m。切顶卸压留巷段需进行恒阻锚索加固，锚索长度一般比切顶高度长2m。但是在高于切顶线高度2m的范围内，锚索须锚固在稳定的岩层中，若没有稳定的锚固层，就需要改变锚索的锚固位置。在A、B两个区中，A区锚索长度12m，B区锚索长度13m。运输和材料巷及开切眼的切缝孔距巷道回采侧帮150mm，切缝面与铅垂线夹角为15°，切缝孔间距初步设计为500mm，施工时至少超前工作面50m。

2.2 恒阻大变形锚索设计

考虑到顶板岩层分布、巷道原有支护参数情况，恒阻锚索设计长度分别为12.0m（A区）、13.0m（B区）。若考虑外露长度须在此基础上加0.3m，分别为12.3m（A区）、13.3m （B区），施工时至少超前工作面100m。

图2 恒阻锚索支护图

恒阻大变形锚索垂直于顶板方向布置。1226工作面运输和材料巷共布设2列恒阻大变形锚索，第一列恒阻锚索距切缝钻孔400mm（距回采侧煤帮550mm），排距1000mm；第二列中线偏实体煤侧200mm，排距2000mm。恒阻锚索相邻锚索之间用3mm×280mmW钢带连接（平行于巷道走向），恒阻锚索支护如图2所示。W钢带长2.5m，宽280mm，第一列切缝侧锚索的槽钢扩3个孔，第二列锚索的W钢带扩2个孔。托盘规格300mm×300mm×16mm，中间扩孔直径100mm±1mm。

2.3 巷道支护

经现场矿压观测，将工作面附近划分为三个区：超前支护区（煤壁前方0～30m），架后临时支护区（架后0～200m）和成巷稳定区（架后200m之后）。不同分区根据需要采取不同的支护措施，如图3所示。

图3 巷道不同位置分区

（1）超前支护区

采用单体液压支柱配π型梁进行超前支护，一梁三柱垂直巷道布置。

（2）架后临时支护区

① 支护强度计算

工作面顺槽为矩形断面，根据自然平衡拱理论计算。

顶板最大松动范围为：

b1=（a+c）/f

式中：

a-巷道宽度的一半，取2.35m；

c-帮部最大破坏范围，取3.5m；

f-顶板硬度系数，取2；

由上式可算出b1值为2.925m。

按照最危险的情况考虑，顶板松动范围内的岩体自重全部由门式支架承担，则所需的门式支架支护力为：

N=b1r（2c+2a）d

式中：

b1-顶板最大松动范围，取2.925m；

r-岩层平均重力密度，取25kN/m3；

c-巷道两帮破坏范围，取3.5m；

a-巷道宽度，取2.35m；

d-支护排拒，取1.5m。

由上式可算出N值为1283.34kN。

根据压强公式P=N/S，可算出所需支护压强最少为0.182MPa。

根据提供的ZLQ2826/22.5/38型门式支架技术参数可知，ZLQ2826/22.5/38型门式支架初撑力为1978.2kN，工作阻力为2826kN，均大于所需支撑力，故ZLQ2826/22.5/38型门式支架完全符合需要。

图4 自然平衡拱理论示意图

② 支架钻底验算

2#煤层直接底为砂质页岩，厚度约为1m，普式硬度为4，经查阅资料（采矿工程设计手 册 P232）， 砂 岩 抗 压 强 度 为 4.5～10MPa，ZLQ2826/22.5/38型门式支架初撑力为1978.2kN，工作阻力为2826kN，与底板接触面为直径500mm的立柱底座，接触面积为0.785m2。

根据压强计算公式P=N/S可计算得出，ZLQ2826/22.5/38型门式支架初撑力时对底板比压为2520kPa，即为2.52MPa，工作阻力时对底板比压为3600kPa，即为3.6MPa，均小于底板抗压强度，符合使用要求。

③ 确定最终参数

1226工作面留巷宽度4700mm（净宽度4500mm），高度3500mm，确定门式支护装置高度为2250～3800mm，横梁长度3900mm，支护装置工作阻力为2826kN（P=45MPa），型号为ZLQ2826/22.5/38型门式支架。配合U型钢挡矸进行后部支护。支架搬运采用WC3Y(B)型防爆柴油机无轨胶轮车，门式支护装置中轴线巷道走向间距1000mm，门式支护装置外部距离挡杆550mm，距离实体煤侧600mm。架后临时支护如图5所示。

（3）成巷稳定区

随着工作面的往前推进，经现场矿压观测，巷道顶底板移近量趋于稳定，围岩变形基本稳定时可认为该区域顶板已趋于稳定状态，可将单体液压支柱撤掉，只保留可伸缩U型钢进行挡矸支护。两根36U型钢用卡兰固定搭接形成可伸缩挡矸U型钢，为增强可伸缩挡矸U型钢整体挡矸强度，可伸缩挡矸U型钢之间采用连杆连接。

图5 架后临时支护图

2.4 通风设计

沿空留巷时工作面采用Y型通风方式，新风有两条路线到达工作面，分别为：

路线1：主斜井（副立井）→集中轨道巷→1226运输联络巷→1226运输巷→工作面；

路线2：主斜井（副立井）→集中轨道巷→1226材料联络巷→1226材料巷→工作面；

乏风有1条路线为：

路线1：1226工作面→1226运输留巷段→1232材料巷→1232回风联络巷→集中回风巷→关家口回风立井→地面。

3 结语

（1）此次切顶沿空成巷改善了巷道应力环境，降低了受二次采动影响巷道维护成本。

（2）顺槽煤巷万吨掘进率降低40%，与现有充填留巷工艺相比，降低成本10%～30%。

（3）留巷工艺取消了顺槽隔离煤柱，消除了采空区自然发火隐患。