李嵚

（山西焦煤西山煤电东曲煤矿，山西 古交 030200）

1 概况

东曲矿位于古交市东南，井田面积78km2，地质储量8.9亿t，可采储量4.7亿t，矿井设计生产能力400万t/a。19109工作面位于东曲矿二采区，工作面水平标高-860 m，南为采区下山煤柱，西部为28205工作面采空区，东部为E325断层保护煤柱，北为工业广场保护煤柱。19109工作面顶板主要以砂质泥岩、细砂岩为主，巷道顶板采用锚网＋锚索的支护方式，巷道两帮采用Φ18×2200mm等强全螺纹锚杆+W钢带+金属网支护。19109工作面所采4#煤层平均厚度3.2m，煤层平均倾角16°，4#煤层直接顶为砂质泥岩、细砂岩，厚9.06m；基本顶为细砂岩、粉砂岩、泥岩，平均厚度10.8m。煤层顶底板岩层分布情况见表1。

表1 煤层顶底板岩层分布情况

2 切顶卸压沿空留巷技术

2.1 切顶卸压沿空留巷技术原理

切顶卸压沿空留巷技术采用双向聚能预裂爆破技术使巷道顶板按预定方向预裂，充分利用矿井周期性来压沿空切顶，形成对上覆岩层顶板的支撑，降低了对留巷段的应力作用，随着采面的推进，后方的顶板在应力作用下按预定方向裂缝垮落形成巷帮，实现沿空留巷。

2.2 切顶卸压沿空留巷施工工艺

（1）在工作面切顶卸压预定爆破区30m范围内采用巷内恒阻大变形锚杆（索）+液压支架进行超前支护；

（2）施工切缝孔爆破切缝；

（3）按预定方向进行预裂爆破；

（4）在工作面前50m范围采用液压支架+Π型梁进行超前支护，对巷道的变形情况进行监测；

（5）在工作面后50m范围采用巷旁密集单体液压支柱＋液压支架+36U型钢支架+锚网联合支护技术进行支护；

（6）顶板在应力作用下按预定方向裂缝垮落形成巷帮；

（7）工作面液压支架自机头向机尾依次抽出并调向，在工作面后100m处采用锚网+36U型钢支架进行联合支护，完成沿空留巷。

3 顶板预裂爆破技术

在19109工作面50m处点切缝眼眼位，布置炮眼，实行双向聚能爆破。采用锚网+36U型钢支架将采空区与留巷区隔断，切断应力传递途径，降低应力对沿空留巷段的扰动，形成对上覆岩层顶板的支撑作用。

3.1 预裂切缝深度

预裂切缝深度（H缝）临界设计公式如下：

式中：

ΔH1-顶板下沉量，mm；

ΔH2-底鼓量，mm；

K-碎胀系数。

由于19109工作面顶板岩层主要为砂质泥岩、细砂岩，岩石的碎胀系数取值详见表2。砂质泥岩的碎胀系数取1.2，中硬砂岩的碎胀系数取1.5。在设计中由于煤层变化小，较稳定，可不考虑底鼓量、顶板下沉量。仅考虑采动影响和煤层顶板情况、成缝率，将数值代入公式计算出顶板预裂切缝钻孔深度为8m。

表2 岩石的碎胀系数

3.2 实施双向聚能预裂爆破

19109工作面巷道切缝孔布置在巷道回采侧巷帮，距巷道回采侧巷帮200mm切缝孔并与铅垂线形成20°夹角，间距为0.8m，深度8m，孔径56mm。

采用1.5m特制聚能管，爆破器材使用二级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为Φ35mm，长200mm。将聚能管安装于炮孔中，每孔装5个聚能管，装药10卷，每次正向起爆15个孔。双向聚能装药结构如图1所示，切顶卸压炮孔布置断面如图2所示。

图1 双向聚能装药结构

图2 切顶卸压炮孔布置断面图（单位：mm）

4 巷道支护设计

4.1 超前支护区

超前支护区指距工作面超前30m的范围内巷道。由于该区域位于工作面超前采动影响区，采用π型梁+单体液压支柱+液压支架进行联合支护。沿巷道倾向布置钢棚，采用“一梁三柱”，棚距0.8m，总支护长度保证在30m以上。超前支护单体液压支柱间距1600mm，排距800mm。超前液压支架靠巷道下帮，距巷道中心线300mm，支架间距80mm，支架初撑力应大于15MPa。

4.2 后部支护区

后部支护区指距工作面后100m的沿空留巷范围。巷道受动压影响严重，顶板压力较大，采用36U型钢支架+单体柱支护＋液压支架进行挡矸支护。单体支柱排距800mm，间距400mm。36U型钢支架必须与切缝孔连线对齐。

4.3 成巷稳定区

成巷稳定区指工作面100m之后的范围，该区域巷道受采动影响较小，基本较为稳定，巷道顶板下沉量及单体支柱的压力变化小，可将该区域临时支护的单体液压支柱撤掉，只保留36U型钢支架及π型梁进行挡矸。待液压支架撤掉后，在π型梁下加设1根单体液压支柱形成“一梁四柱”的支护结构，支柱布置在巷道下帮，距巷道中心线300mm，初撑力应大于60MPa。

5 应用效果分析

为了验证薄煤层切顶卸压沿空留巷技术的效果，选取19109工作面对巷道围岩应力进行监测，距工作面60m，160m，320m，600m处分别设置1个监测区，回采期间巷道围岩移进量监测结果如图3所示。

图3 回采期间围岩移近量

由图可知：19109工作面第1测区，巷道两帮最大移近量350mm，巷道顶板最大移近量105mm；回采期巷道两帮最大移近量230mm，巷道顶板最大移近量135mm；距工作面100m处巷道围岩变形，距工作面50m处围岩变形严重，虽巷道围岩变形，但整体留巷效果不错，采用的联合支护方式能够有效控制围岩变形。

6 结语

（1）切顶卸压沿空留巷技术在东曲矿19109工作面成功应用，减少巷道掘进工作量50%，解决了沿空掘巷顶板难于控制和采掘接替紧张的问题。

（2）在沿空留巷的支护方面通过采用恒阻大变形锚杆（索）＋巷旁密集单体液压支柱＋液压支架联合支护技术，与以往砌料石和浇筑混凝土墙相比，减少劳动强度和支护维修量。采用切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术，消除了留设煤柱导致的应力集中现象。

（3）切顶卸压沿空留巷技术与留设煤柱相比减少巷道掘进量，回采期间沿空留巷490m，工程造价3506元/m，比原设计锚网+工型棚联合支护，少掘进320m，节约112万元。回收25m宽留设煤柱资源约560万，具有显著的经济、社会效益。