李辉峰，孙 鹏，程志斌，季忠伟

（1.潞安化工集团有限公司王庄煤矿，山西 长治046000；2.山西霍尔辛赫煤业有限责任公司，山西 长治046000；3.河南理工大学河南理工产业技术研究院，河南 焦作454003）

近年以来，采煤工作面回采巷道护巷多为留煤柱护巷，且护巷煤柱宽度设计越来越大，资源浪费严重，即便如此，也不能保证巷道良好的维护效果。如何增加煤炭资源的采出量已是国内矿井生产过程中主要解决的问题[1-2]。目前矿井开采的煤层深度在不断的增加，随之而来的围岩变形、冲击地压及瓦斯灾害等问题日益突出[3-4]。切顶卸压无煤柱沿空留巷技术指超前工作面一定距离靠近回采帮的巷道顶板施工爆破孔，通过聚能预裂爆破的手段对巷道顶板进行预先预裂并出现切缝，随工作面的继续回采，由于工作面回采动压影响，采空区侧顶板将会沿切顶线随采随落，阻断了采空区顶板与巷道顶板之间的应力传递路径，起到卸压的效果[5-6]。该技术具有使煤矿巷道掘进量降低、工作面接替时间缩短、煤矿开采时间延长等优势，也是避免煤矿灾害事故的有效手段[7-8]。基于沿空留巷技术，大量的专家学者进行了科研工作面，并取得不错的现场试验效果。何满潮院士[9-11]基于切顶短壁梁理论，提出切顶卸压无煤柱沿空留巷技术（即“110”工法），并研发出恒阻大锚索用以加强巷道顶板结构，目前已在薄及中厚煤层中广泛应用，现场实施效果较好。赵庆彪等[12]基于沿空留巷的特点，开发出具有强力切顶、高阻、让压、可缩协调等优势的特殊“组合支架”，并且满足留巷不同阶段其矿压显现特征的要求。曹树刚等[13]基于大量的充填沿空留巷现场实例，总结出充填材料和支护方式的适用条件，具有重要的参考价值。本文以15032底分层工作面为工程背景，将超前预裂爆破与密集支护技术相结合，研究在矿压显现较明显的煤层巷道中进行切顶沿空留巷，以达到安全、高效生产，并给出合理的支护方案和参数设计。

1 工程概况

河南某矿井15032工作面开采二1煤层，煤厚平均2.2 m，倾角平均13°，煤层直接顶为2.9 m厚的人工假项，顶层为上层工作面采空区，基本顶为4.85 m厚的泥岩，直接底为1.55 m厚的泥岩；基本底为3.19 m厚的砂质泥岩，如下页图1所示。

15032面为正在回采工作面，埋藏深度为-323~-388 m，采用走向长壁综采工艺。15032运输巷沿煤层顶板掘进，下净宽5.15 m，巷道中线净高2.6 m，矩形断面采用“工钢棚+叉子棚+帮部锚网锁梁复合支护”。遇断层、陷落柱等顶板破碎、裂隙发育地段进行锚网索或其他形式补强支护。

2 切顶卸压沿空留巷复合支护技术

2.1 切顶卸压沿空留巷技术原理

切顶卸压沿空留巷技术是超前工作面一定范围内，在计划留巷巷道靠近回采侧顶板布置切顶钻孔，通过聚能爆破的手段对其进行爆破预裂并出现切缝，切断采空区、巷道上覆关键岩层间的力学联系，使留巷侧上方的顶板形成短悬梁结构，改变留巷侧上方顶板的应力分布。随工作面的继续回采，因工作面回采动压的影响，滞后工作面端头的顶板将会沿切缝及时的垮塌，将采空区填实，在巷旁挡矸防护结构与顶板压力的作用下形成一条稳定巷帮，承托采空区侧上方顶板压力，促使岩梁传递到临近煤体上的力得以减弱，起到卸压的效果。

图1 煤层顶底板综合柱状图

2.2 爆破参数设计

超前预裂切缝包含打钻和爆破，施工范围为15032运输巷切眼至停采线外15 m。钻孔位置由于皮带靠回采帮布置，影响钻孔施工，因此适当开孔位置。钻孔开孔位置距回采帮1.2 m，要求所有钻孔成排成线。如图2、图3所示。钻孔角度钻孔垂直巷道中线，向上帮倾斜15°，即倾角α=75°

图2 超前预裂切缝平面图

钻孔深度钻孔直径d及间距L钻孔直径d=48~50 mm，H根据切顶卸压沿空留巷技术原理，目标切顶层位为基本顶，即下位关键层，根据15032工作面综合柱状图及顶板窥视结果，基本顶为距煤层顶板7.58~12.75 m的砂质泥岩，即目标切顶高度H0=12.75 m。可经如下公式得到钻孔深度H。

式中：H0为目标切顶高度，12.75 m；α为钻孔倾角，75°；σ为煤层倾角，13°；c为钻孔超过目标切顶高度厚度，取0.1 m。经计算得到钻孔深度H为14.5 m。

采用矿用乳化炸药，直径35 mm，长度200 mm，质量200 g。安装规定，深孔爆破时封孔长度不能小于爆破孔深度的三分之一。钻孔深度14.5 m，为减小爆破对顶板岩层的破坏，考虑顶板正上方范围内5.5 m钻孔不装药，因此装药段9 m，封孔段4.5 m，满足规程要求。线装药密度400 g/m，9 m装药段装药量3.6 kg，为18卷炸药。采用煤用毫秒延期电雷管。装药及封孔结构如图3所示。

图3 装药及封孔结构示意图

采用PE半管（双抗，阻燃抗静电）装药送入钻孔，PE半管内径32 mm、外径36 mm，每节长度2 m，每孔4.5节，PE半管之间采用2个自锁螺丝将上下2节PE半管端部搭接，搭接长度10 cm；自上而下每部分药卷数量为7、5、4、2卷，每部分2发电雷管起爆；封孔长度4.5 m，黄土炮泥进行封孔；所有装药均为正向装药，电雷管采用并联的方式进行连接，孔间串联连接；每次起爆5~15个炮孔，且采用相同段别的电雷管。钻孔间距500 mm。

2.3 沿空留巷复合支护方案

2.3.1 顶板补强支护

沿空留巷先后经历掘进动压、超前支承压力、端头压力、周期来压动压和围岩静压影响，之后服务与下一个工作面，与常规巷道相比，沿空留巷服务年限更长，因此必须对留巷加强支护。在15032运输巷每50 m进行一次顶板窥视，根据窥视结果制定有针对性的顶板支护参数。若遇顶板破碎，可采取顶板注浆的方式加固顶板，注浆后采用锚索对顶板进行补强支护[14]，为防止爆破对补强锚索的影响，补强支护应在爆破后，工作面推进过来之前施工，施工范围与爆破范围相同。锚索规格Φ18.9 mm×9 300 mm高预应力锚索，间排距1 000 mm×1 000 mm，每排2根。靠近上帮的锚索距爆破钻孔600 mm，并采用2 m工钢梁沿巷道中线方向布置，托住顶板工钢棚。所有锚索垂直顶板布置，锚索锚固力不小于500 kN，预紧力不小于250 kN。留巷补强支护如图4所示。

图4 留巷支护支护断面图

2.3.2 巷旁挡矸防护

工作面后方沿空留巷船挡研防护采用“双层金属网+钢丝绳+工钢梁+锚索梁”方式进行挡矸，如图4所示。具体方案如下：

金属网采用菱形网，菱形网长度15 m(或根据现场情况选择)，宽度4 m，在机头3架液压支架上提前上网，拉架后菱形网进入采空区，随项板垮落向采空区帮滑落。金属网间及其与顶板网间相互搭接要大于0.2 m。

钢丝绳在机头10架(15 m)液压支架上铺设废旧钢丝绳，钢丝绳固定在网上间距600 mm，钢丝绳一头固定在工钢梁头。

工钢梁工作面回采前将回采帮工钢棚柱腿拆除，顶梁及实体煤帮工钢棚保留，待工作面回采后将拆除的工钢棚柱腿复位。

锚索梁为防止采空区帮工钢梁受采空区压力向留巷内变形、增加。

2.3.3 滞后临时支护

滞后临时支护区内留巷受矿压显现的影响会出现围岩应力增高、巷道变形等情况。根据以往现场沿空留巷实施情况，暂定15032工作面滞后临时支护区长度为150 m，具体根据现场实测结果确定。在工作面后方150 m临时支护区范围内，如图4所示。采用“单体柱+π型梁(或铰接梁)+铁地梁”组成叉子棚支护顶板。单体柱和π型梁(铰接梁)沿巷道中线布置，共布置4排，靠近采空区的为第1排；靠近煤帮的为第4排，单体柱间距大于1 m，第1排靠近顶梁采空区端头200 mm，排距800 mm；铁地梁采用工钢梁，垂直巷道中线布置，每根单体柱下方布置两根铁地梁保证稳定。

3 留巷效果分析

15032工作面采用切顶卸压沿空留巷开采技术后，为全面掌握留巷段围岩变形情况，对留巷段巷道表面位移变形、单体柱抬棚受力情况进行监测，以便制定改进措施对后期沿空留巷起到指导作用。

截止到留巷段120 m，巷道整体变形量如图5所示，两帮移近量总共339 mm，其中煤柱帮移近量128 mm，采空区侧帮移近量211 mm；顶底板移近量总共216 mm，其中顶板下沉量113 mm，底鼓量103 mm。单体柱荷载变化如图6所示初始值最小值约为16.5 MPa，最大值为29.6 MPa，压力随时间的延长趋于稳定。

图5 巷道围岩变化曲线

图6 单体压力变化曲线

4 结论

1）采用切顶卸压沿空留巷技术，对15032运输巷进行超前预裂切缝，留作15072工作面回风巷，支护形式为：顶板、实体煤柱采用“锚索梁”补强支护；采空区采用“双层金属网+钢丝绳+工钢梁+锚索梁”组合支护；留巷初期，其顶底板变形量为216 mm，两帮变形量为339 mm，变形不影响正常生产，留巷整体结构比较稳定，巷道成型效果较好，达到了预期效果。

2）通过现场试验效果表明，在采用复合支护手段的顶板切顶卸压效果良好，留巷围岩可较好的保持稳定。该矿采掘接替紧张、巷道维护困难的难题得以解决，符合矿井安全高效生产的要求，并增加了其生产效率。