综采面切顶沿空留巷采空区帮控制技术研究

2022-03-15魏振宇

山东煤炭科技 2022年2期

魏振宇

（晋能控股煤业集团塔山煤矿，山西大同 037001）

1 工程概况

晋能控股煤业集团塔山煤矿2#层8305 工作面平均埋深为487.3 m，综采一次采全高采煤方法，煤层平均厚度为3.5 m，煤层平均倾角为2°～4°，普氏硬度f=2.7～3.7，煤层含1～2 层夹矸，夹矸平均厚度0.49 m。直接顶为9.5 m 黑灰色粉砂质泥岩，基本顶为11.3 m 浅灰～灰色细粒砂岩，直接底为0.57 m 的黑色炭质泥岩，基本底为3.3 m 的灰色中细粒砂岩。

为了缓解采掘接替紧张的问题，对塔山煤矿8305 工作面采用切顶卸压沿空留巷技术[1-6]，通过砌筑人工护巷墙将8305 工作面运输巷保留，作为8306 工作面的回风巷进行使用，实现“一进两回”、“Y”型通风方式。8305 综放工作面布置情况如图1。

2 采空帮控制技术方案

在8305 工作面沿空留巷过程中，必须采取有效的控制技术控制采空帮的稳定性，这也是关系沿空留巷技术能否成功的关键。基于8305 工作面运输巷沿空留巷现场实际，提出了超前预裂切缝、巷道补强支护、采空帮挡矸支护和滞后临时支护的采空帮综合控制技术。

2.1 超前预裂切缝

超前预裂切缝是在8305 运输巷留巷处位置超前打孔、超前爆破，切断留巷与采空区顶板的联系，减小采空区对留巷的影响。

2.1.1 爆破钻孔参数

沿8305 运输巷顶板，距回采帮300 mm 布置一排炮眼，炮眼间距800 mm，钻孔直径45 mm，钻孔开孔方向与煤壁夹角12°、倾角60°。预裂切缝钻孔深度H可由公式（1）进行计算：

式中：H为预裂切缝钻孔深度，m；H0为切顶高度，取12.3 m；α为钻孔倾角，取60°；β为煤层倾角，取12°；c为切缝钻孔穿透基本顶长度，取0.1 m。计算H=14.62 m，因此可以取15 m。

2.1.2 装药及封孔结构

钻孔长度为15 m，炮眼内装药段为10 m，炸药选用煤矿许用三级乳化炸药，每孔炸药20 卷，装药段分为三个部分分别装药。爆破钻孔装药及封孔结构如图2。采用PVC 半管装药送入钻孔，PVC半管内径32 mm，外径36 mm；装药段自上而下分别为炸药8 卷1.6 m，空气柱2.7 m，炸药7 卷1.4 m，空气柱3.3 m，炸药5 卷1.0 m，炸药部分配2 发电雷管起爆；封孔段长度5 m，依次为2 支0.5 m 的水炮泥和4.5 m 的炮泥；装药结构：采用正向装药；联线方式：孔内并联、孔间串联。

图2 爆破钻孔装药及封孔结构示意图

2.2 巷道补强支护

在爆破后，为确保沿空留巷支护强度，要求对巷道进行补强支护。切顶前先对顶板采用锚索补强支护。锚索规格Φ18.9 mm×7500 mm 钢绞线，排距为800 mm，每排布置3 根，左右锚索距端头550 mm，右帮锚索向回采帮偏转10°，采用2600 mm×280 mm×4 mm 的W 钢带连接。锚索托盘采用300 mm×300 mm×16 mm 高强度可调心托板及配套锁具。锚固剂采用1 支MSCK2360 型树脂型锚固剂和3 支MSZ2360 型树脂型锚固剂。

实体煤帮采用“锚索梁”补强支护。锚索规格Φ18.9 mm×4300 mm 钢绞线，排距800 mm，每排布置2 根。锚索托盘采用300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及配套锁具。锚固剂采用1 支MSCK2360 型树脂型锚固剂和3 支MSZ2360 型树脂型锚固剂。

2.3 采空帮挡矸支护

在支架后对采空帮进行挡矸支护，滞后支架不超过0.5 m。挡矸支护方案为“双塑料网+钢筋网+工字钢+锚索”，如图3。

图3 巷道挡矸支护示意图

挡矸支护布置1 层铁丝网+1 层钢筋网的双层网，里层采用柔性菱形铁丝网，外层为Φ6 mm 的钢筋网，两者搭接长度大于100 mm，网片紧贴岩面，成型规整。选用2 段11#型工字钢进行挡矸，卡缆采用Φ20 mm 等强锚杆制成。锚索规格Φ18.9 mm×4300 mm 钢绞线，俯角45°，锚固长度1.5 m，每1.6 m 布置1 根锚索，采用2.0 m 长工字钢作为托盘。

2.4 滞后临时支护

滞后临时支护采用π 型梁配合单体柱做为临时抬棚支撑顶板，沿巷道方向平行支设抬棚，在距离工作面10 m 范围内保证一梁五柱，π 型梁长为4 m，抬棚间距500 mm；单体柱下垫双排倾向工字钢底梁，第1、2、3、4、5 根单体柱靠近采空区侧的距离分别为300 mm、600 mm、1500 mm、2500 mm、3800 mm。

3 采空帮控制效果分析

为掌握8305 工作面沿空留巷技术实施后运输巷在留巷后巷道围岩变形破坏情况及采空帮控制情况，在留巷巷道内布置了观测点。巷道观测结果表明：随着工作面的推进，留巷巷道围岩变形量呈现先增大后稳定的趋势。工作面后方0～80 m 为动压影响区，此时实体煤帮最大移近量为265 mm，采空区帮最大移近量为205 mm，顶板最大移近量为214 mm，底板最大移近量为153 mm；在距离工作面80 m 处，围岩变形量基本趋于稳定，巷道表面位移较小，顶板控制效果较好，完全可以满足煤矿生产的安全要求。