11090胶带顺槽沿空留巷加固方案

卫寒冰

为缓解采掘接替紧张局面，新义矿业决定采用沿空留巷技术。初步确定在11090工作面胶带顺槽进行沿空留巷。根据11090工作面地层柱状图，11090工作面二1煤层顶部伪顶平均厚度0.8m，直接顶4.6m，基本顶12.6m，合计15.7m。

第一节 切顶卸压沿空留巷技术原理

预裂爆破处理坚硬顶板是指在顶板未受采动影响区进行的顶板弱化爆破作业，在工作面超前支承压力影响区范围之外进行。

预裂爆破技术，将11090胶带顺槽煤墙侧上方顶板岩层切断，使巷道顶板形成短壁悬梁结构，采空区顶板沿切缝垮落，并采取补强支护措施保证顶板稳定;在工作面回采前打设加长锚索加固顶板。工作面回采后采取挡矸措施，沿挡矸柱一侧形成巷帮，配合液压抬棚和闭帮柱支护，使留巷度过工作面动压影响，实现沿空留巷。

第二節 切顶卸压留巷分区

采煤工作面顶板支护通常由工作面支护区、端头支护区、超前支护区三部分组成，11090工作面内采用ZF6400/17.5/28型液压支架支护进行支护;端头区域采用ZFG7200/21/30过渡支架进行支护;超前支护区域采用ZQL2*3200/23/50H型巷道超前支护支架进行支护。

采用切顶卸压沿空留巷技术后，根据巷道所受采动影响程度、巷道内工程施工情况和巷道所处状态，在工作面前、后方新增加三个区域，即超前切顶区、滞后临时支护区、成巷稳定区。

超前切顶区位于超前支护区之前，该区域内巷道尚未受到超前支承压力的影响，在巷道支护的作用下围岩基本处于稳定状态下施工。

滞后临时支护区位于成巷稳定区之前、端头支护区之后，该区域内留巷受工作面周期来压影响，顶板动压显现剧烈容易引起顶板下沉，采空区顶板矸石垮落易窜入巷道，因此采取巷帮挡矸防护措施，防止矸石窜入巷道、减小顶板下沉，巷帮挡矸防护、滞后临时支护措施应紧跟工作面端头支架施工。

第三节 切顶卸压留巷工艺流程

根据11090工作面矿压显现规律，工作面周期来压步距约为35m，参考古汉山矿1604工作面沿空留巷滞后临时支护区范围为200m，11090工作面与1604工作面采高类似。暂定11090工作面胶带顺槽滞后临时支护区为工作面后方200m范围，该段巷道需要重点维护。

成巷稳定区位于滞后临时支护区之后，随着工作面继续推进，当留巷距离工作面较远时，工作面周期来压对巷道产生较小的影响，且采空区内顶板岩层运动基本趋于稳定，完成沿空留巷。

一、超前预裂切缝

超前预裂切缝施工范围：11090工作面胶带顺槽起始留巷处至停采线外20m，总长680m。超前打孔，超前爆破;爆破前巷道顶板必须打补强锚索加固完毕，巷道加固详见“第四节 巷道超前区补强支护”。

1、爆破钻孔参数

（1）钻孔位置

考虑钻机施工空间的需求，确定钻孔开孔距离巷帮300mm，即钻孔与巷道中线的距离S=2150mm

（2）钻孔角度

深孔爆破时，封孔长度较长，为保证封孔部分也能有效爆破切断，调整钻孔角度增大钻孔在浅部岩层中的长度。钻孔开孔方向与煤壁夹角α=15°，倾角β=60°。

（3）钻孔直径d及间距L

预裂切缝钻孔直径45mm，根据经验暂定钻孔间距L=500mm。由于锚杆排距为800mm，当钻孔与锚杆重合时，钻孔间距可以偏移100mm。

（4）钻孔深度H

1、根据11090工作面综合柱状图，细粒砂岩基本顶顶板距离煤层顶板平均距离为15.7m，根据直接顶和基本顶的厚度比例，暂定目标切顶高度H0=12m。

将上述参数代入式计算，钻孔深度H为：

H=H0/sinα. 1/cosβ+0.5=（0.8m+4.6m+12.6m）/（sin75°×cos19°）+0.5=13.64m

式中：H0——目标切顶高度，12m;

α——切缝孔与工作面胶带巷倾向方向所成夹角，α=75°;

β——切缝孔沿工作面胶带巷倾向方向偏工作面回采侧角度+平均煤层倾角4°，β=19°;

c——钻孔超过基本顶上边界高度，取0.5m。

上述切顶高度H0和钻孔深度H均为根据11090工作面综合地层图岩性厚度的平均值。现场实际操作，应根据实际顶板岩层变化情况进行分区域分段设计切顶高度H0和钻孔深度H。

代入上式计算得：预裂切缝钻孔深度H=13.64m，考虑现场施工角度偏差影响目标切顶位置，因此钻孔深度取15m。

2、装药及封孔结构

（1）炸药，选用三级煤矿许用乳化炸药，直径φ=32mm，长l=200mm，重量m=200g。

（2）装药量Q和药卷数量N，根据《煤矿安全规程》规定，深孔爆破时封孔长度不低于孔深的1/3。封孔段长度L封=5m，装药段长度为L装= H-L封=10m。

孔线装药密度q=400g/m，单孔装药量Q为：Q=k·L·q=2/3×15×400=4000g=4kg

换算成药卷数量N为：N=4000/200=20卷

（3）装药及封孔结构

①炮眼内装药段长度10m，采用煤矿许用三级乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，每孔炸药20卷，装药段分为三个部分，分别装药。

②采用pvc半管装药送入钻孔，pvc半管之间采用2个自锁螺丝将上下2节pvc半管端部搭接，搭接长度10cm。

③自上而下每部分药卷数量为8卷、7卷、5卷，每部分2发电雷管起爆。

④封孔长度5m，采用水炮泥和炮泥封孔，其中水炮泥长度0.5m，采用2支长500mm水炮泥;炮泥长度4.5m。

⑤所有装药均为正向装药，孔内电雷管并联连接，孔间串联连接。每次起爆电雷管采用相同段别，每次爆破5-15个炮孔。

2、装药及封孔结构

采用φ32mm×200mm×200g三级以上煤矿许用乳化炸药进行爆破，每个钻孔内安设3节pvc半管作为炸药载体，pvc管外径40mm，内径35mm，管长3000mm。

采用8+7+5装药的正向装药方式，装药后用线绳或胶带捆绑结实，防止将pvc管送入孔内时炸药脱落。每节pvc管内使用2个毫秒电雷管，每孔使用8个毫秒电雷管，每孔内的电雷管并联，实际爆破过程中，可根据现场顶板破碎情况，适当调整每孔装药量，每孔增减药量不得超过4卷。

为保证切顶孔一次爆破数量，先提前打孔，再集中爆破，切顶孔超前最后一次爆破孔不宜超过40m，为防止爆破后相邻钻孔眼聋，根据爆破效果及爆破对顶板、巷道支护的影响，一次起爆眼数6-15个。

第四节 巷道超前区补强支护

一、巷道超前顶板补强支护

原11090胶带顺槽支护方式为锚网索支护，锚杆间排距800mm×800mm，规格φ20×2500mm左螺旋无纵筋高强锚杆。锚索采用7絲钢绞线，规格φ17.8×6000mm，三花布置，间排距1600mm×1600mm。

为确保沿空留巷时支护强度，切顶前先对顶板采取加长锚索补强支护。在原有支护基础上增加高强预应力锚索支护顶板，锚索规格φ18.9×7500mm，排距800mm，每排布置3根，左右锚索距端头550mm，右帮锚索向回采帮偏转10°，左右两帮的补强锚索，沿顺槽倾向用2600mm×280mm×4mm的W钢带进行连锁。

由于原巷道锚索采取三花布置，原来中间没有锚索的，再补打一根φ18.9×7500mm锚索。锚固剂型号为K2350 型，每孔4卷，锚索锚固力不小于150kN，预紧力不小于200kN。

二、巷道下帮超前帮部补强支护

左帮采用锚索补强支护。设计在左帮原有支护基础上增加高强预应力锚索支护巷帮，锚索规格φ18.9×4300mm钢绞线，间排距1000×800mm，每排布置2根，所有锚索垂直巷帮布置，锚固剂型号为K2350 型，每孔4卷，锚索锚固力不小于150kN，预紧力不小于200kN。

（作者单位：河南大有能源股份有限公司新安煤矿）