孙 旭 李士忠 张荣秋

（山东泉兴矿业集团有限责任公司，山东 滕州 277500）

在薄煤层巷道掘进日常施工中，16112下材全断面一次起爆施工，造成煤矸混出，浪费资源，煤炭回收率低，为减少资源浪费，多回收煤炭，创造经济效益最大化，16112下材探索采取分放分运留顶煤方式进行施工。

1 概况

16112下材巷道地面位于工广北，距离900m处，地面为荆河东南部耕地；井下位于三水平西翼轨道右翼，北部为161采区边界，东部为未开采区，南部为西翼皮带、轨道巷，西部为16110工作面。16112下材设计长度448m，巷道断面：净宽2500mm，净高2050mm。

16112下材所采煤层为16层煤。顶板为十下灰岩，平均层厚为5.16m，底板为粘土中砂岩，结构简单，硬度系数f=4～6。

16112下材煤层北高南低，煤层倾角0～8°，西北部倾角较大，中部煤层倾角较小，一般3～5°。根据相邻16112中运掘进施工期间地质资料分析，16112中运掘进期间共揭露一条落差为1.4m的正断层，预计16112下材掘进期间无大的地质构造，只是局部存在较小构造。

16煤两极为0.36～1.05m，煤层平均厚0.65m。

表1 煤层顶、底板岩性特征表

2 分放分运留顶煤施工方式

（1）施工方式：掘进时，先按照掘矸断面施工（掘矸断面：宽×高=2600mm×1700mm），将底部矸石掏出，然后对留顶煤进行补打锚杆支护，待掘矸施工15～20m后一次性将巷道顶煤放掉（放煤断面：宽×高=2600mm×650mm）。

（2）循环进尺：掘矸施工期间，每班循环进尺为1500mm，放顶板煤施工每班循环进尺为5000mm。

3 分放分运时的支护

3.1 留顶煤掘进施工支护

（1）留顶煤掘进施工时，采用锚杆支护，锚杆Ф16mm，长度1600mm圆钢锚杆配合钢托盘进行支护(见图1)。锚杆施工一排，打在巷道顶板中间（锚杆角度为80°～85°），锚杆排距1300mm，钢背板规格为：长1500mm，宽400mm。每根锚杆均用2块水泥锚固剂固定，水泥锚固剂规格为Ф37×225mm，锚固长度不少于450mm，锚杆外露长度10～50mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于50kN。

图1 16112下材支护示意图（单位：mm）

（2）留顶煤施工支护设计

按悬吊理论计算锚杆参数：

①锚杆长度计算

L=KH+L1+L2

式中：

L-锚杆长度，m；

H-冒落拱高度，m；

K-安全系数，一般取K=2；

L1-锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.391m（锚杆角度按80°计算）；

L2-锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

式中：

B-巷道开掘宽度，取2.6m(取最大值)；

f—岩石坚固性系数，5～20；

则L=2×0.26 +0.391+0.1=1.01(m)

②锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：

式中：

a-锚杆间排距，m；

Q-锚杆设计锚固力，50kN/根；

H-冒落拱高度，取0.6m；

r-被锚固的煤重力密度1.28t/m3，取12.54kN/m3；

K-安全系数，一般取K=2。

支护密度为：1/a2=1/1.82×1.82=0.3棵/m²

根据以上计算所得16层煤分打分放，留顶煤掘进，选用Ф0.16m、长度1.6m的锚杆，锚杆排距为1.3m，支护密度为1.3棵/m²＞0.3棵/m²，能够满足安全支护要求。

3.2 留顶煤掘进与永久支护的衔接

（1）留顶煤施工时，掘矸放炮后及时施工锚杆支护，锚杆支护施工完毕，方可进行扒矸。（施工锚杆支护时，迎头最大空顶距离不超过1300mm，超过最大控顶距时应使用临时支护，临时支护使用直径16cm圆木、木楔进行支护，临时支护完毕后方可施工顶板锚杆支护，顶板锚杆施工后回撤临时支护），施工锚杆支护应及时跟到迎头，严禁空顶作业。

（2）待掘矸施工15～20m后一次性将巷道顶煤放掉，顶煤放掉后把顶板锚杆支护突出部分锯掉，锯掉后对巷道两帮进行永久支护。

（3）巷道永久支护设计

16112下材正巷顶板为十下灰岩，平均厚度5.16m，不进行支护，两帮采用Ф16mm，长度为1000mm圆钢锚杆，托盘规格为方形100×100mm，每根锚杆均用2块水泥锚固剂固定，锚固长度不少于450mm，锚杆露出螺母长度为10～50mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，水泥锚固剂规格为Ф37×225mm，每根锚杆锚固力不小于50kN。

附：两帮支护方式设计。

按松动圈理论计算锚杆参数：

①两帮锚杆长度计算

L=KH+L1+L2

式中：

L-锚杆长度，m；

H-围岩松动圈，较稳定的砂岩一般取0.4m；

K-安全系数，一般取1～1.5；

L1-锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.3m；

L2-锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

则L=1.5×0.4+0.3+0.1=1.0(m)

②两帮锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：

式中：

a-锚杆间排距，m；

Q-锚杆设计锚固力，50kN/根；

H-围岩松动圈，较稳定的砂岩一般取0.4m；

r-被锚固砂岩的重力密度，取25.48kN/m3；

K-安全系数，一般取K=1～1.5。

a=1.8m。

支护密度为：1/a2=1/1.8×1.8=0.3棵/m2。

16煤顶板为十下灰岩，平均厚度5.16m，围岩稳定，致密坚硬。根据围岩松动圈支护理论，围岩松动圈Lp是围岩应力Po和围岩强度R的函数，即Lp=57.80×Po/Ra-51.56

式中：

Lp-围岩松动圈；

Po-围岩应力，灰岩取2.4；

Ra-围岩强度，灰岩取100。

Lp=2.86＜40cm，属小松动圈。

表2 松动圈围岩分类表

松动圈围岩分类表，十下灰岩属稳定围岩，Lp为0～40cm属小松动圈，围岩整体性好，不易风化，可不支护；巷道跨度在3～7m范围内，其他条件不变时，松动圈值变化不明显。

综上所述，目前16112下材掘进荒宽度2.6m的岩超煤巷道，顶板完全不需支护。为安全起见，当巷道宽度大于3.6m时（施工硐室时巷道宽度达到3.6m），顶板补打一排锚杆（在2.5m处进行补打，锚杆采用Ф16mm，长度为1600mm圆钢锚杆，排距1000mm）；由于两帮是煤和砂岩，两帮采用锚网（塑料网）配合皮带条进行支护。

通过以上计算，两帮选用Φ16mm、长度1000mm的圆钢锚杆，完全满足安全支护要求。当遇断层及地质构造带帮部围岩松软破碎时，围岩稳定性较差，应及时缩小间排距或选用Φ16mm、长度1600mm的圆钢锚杆；若顶板破碎出现裂隙时应进行锚网支护（选用钢网规格为1400mm×1100mm及Φ16mm、长度1600mm的圆钢锚杆），加强支护密度。

4 安全注意事项

（1）掘进矸石打眼时，顶眼距离煤层不少于20cm，顶眼打直眼，顶眼装药量为2块（一块药200g），确保成型规整。

（2）放顶煤时，必须由外向里进行，严禁由里向外施工。放顶煤后，及时截割处理顶板锚杆，若顶板破碎或出现裂隙时及时补打锚网支护，或架设工字钢棚支护。

（3）施工过程中，若顶板破碎及煤层变化出现错层、断层时，将不留顶煤掘进，采用全断面一次起爆、煤矸混出。

5 效益

留顶煤掘进分放分运，每米巷道可产出2.6m×0.65m×1.28t/m3=2.1632t原煤，按照目前市场销售价格600元/t计算，每米巷道可创造经济效益1297.92元；按照巷道总长度（448m）计算可创造经济效益58.15万元。