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综采工作面快速沿空留巷技术的应用研究 王 洪 斌 （晋城市煤矿生产信息调度监控中心 ， 山西 晋城 048000 ） 摘要 以云盖山煤矿 22204 综采工作面为实践对象，采用切顶卸压一次成巷和巷内复合支护技术 进行沿空留巷， 设计了超前煤壁预裂爆破与聚能管预裂爆破工艺参数， 针对留巷情况， 提出巷道复合 支护工艺， 实践表明， 该工艺可实现综采工作面的快速沿空留巷。 关键词 沿空留巷； 切顶卸压； 复合支护； 综采工作面 中图分类号 TD323文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 05- 0084- 03 Application research on rapid roadway retaining technology in fully mechanized mining face WANG Hongbin （JinchengCoal Mine Production Ination DispatchingMonitoringCenter , Jincheng 048000 ， China ） Abstract Taking22204 fullymechanized miningface ofYungaishan Coal Mine as the practical object, the roofretainingroadwayand the in- tegrated support technologyin the lane are used tocarryout the roadwayalongthe goaf. The pre- splittingblastingand pre- crackingofthe coal wall are designed. According to the blasting process parameters, the roadway composite support technology is proposed for the roadway condi tion. The practice shows that the technologycan realize the rapid roadwayretaininglane ofthe fullymechanized miningface. Key words retainingroadwayalongthe emptyroad ; top- loadingpressure relief; composite support ; fullymechanized miningface 1工程概况 为提高巷道掘进效率， 缓解矿井采掘接替紧张 的情况，根据矿井采掘计划，云盖山煤矿决定对 22204 综采工作面切眼至 22204 综采工作面停采线 长度约 1270m 的区域内采用切顶卸压巷内复合支 护技术进行沿空留巷。沿空留巷段沿 1 煤层顶板 掘进， 顶板较为完整， 有条件沿空留巷， 但是个别地 点抬有顶煤 （204YS23 测点以东 8m～56m 范围、 204YS14 测点以东 19m～88m 范围） ， 沿空留巷施工 时一定的困难，届时矿井将考虑提前提棚放掉顶 煤， 沿顶板回采， 确保巷道全部沿空留巷。 2复合支护技术施工顺序 22204 综采工作面运输顺槽切顶卸压巷内复合 支护技术总体施工顺序如下 （1） 对 22204 运输顺槽进行双向聚能拉伸爆破 孔施工[1]； （2） 沿 22204 工作面推进方向， 进行预裂爆破， 形成预裂切缝线； （3）从沿空留巷位置开始， 对 22204 综采工作 面 1- 5 架沿倾向铺网上绳； （4） 紧跟工作面支架， 按设计位置打设 “ 一梁 四柱 “ 支护， 上帮架设 U 型钢腿支护， 并挂设挡风 布防止向采空区漏风。 （5） 采用局部通风机通风时， 为减少向采空区 的漏风量， 每隔 5m 打设一道密闭， 逐段封闭。随着 22204 综采工作面推采，对于施加了封闭措施漏风 现象仍然严重的区域，可采取喷浆方式封闭上帮， 实现对采空区的二次封闭。 3沿空留巷施工方法 3.1超前煤壁预裂爆破 在距沿空留巷巷道上帮 100mm 位置处 （距巷道 中心线偏上帮 2400mm ） ，沿巷道走向采用 DCA- 45 型超前切缝钻机打设一排切顶眼（偏向巷道上帮， 与铅垂线夹角 15） ，切顶眼直径 48mm，深度 9000mm（22204 综采面直接顶为细粒砂岩，厚度 2.26m～7.12m， 施工切顶眼深度必须穿过直接顶） ， 间距 500mm， 22204 运输顺槽切顶眼打设示意如图 1 所示。 图 122204 运输顺槽切顶眼打设示意图 3.2聚能管预裂爆破 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 84 ChaoXing 1） 在切顶眼内采用聚能管进行预裂爆破， 聚能 管规格为 Ф3028mm， 管长 2000mm。炸药选用煤 矿许用三级水胶炸药， 规格为 Ф27420mm， 聚能 管内充满炸药，选用毫秒延期电雷管进行引爆， 通 过 MFB- 200 型发爆器进行正向起爆。 2） 将炸药用注药枪注入聚能管槽内， 在聚能管 一端安设雷管和引线，将引线穿过第二根聚能管， 将第一、 第二根聚能管连接紧固， 然后在第二根管 内注药并安设雷管和引线[2]， 依次类推， 完成所有装 药工作， 每个孔内安设三根聚能管， 每根聚能管内 注入三卷炸药。要求每根聚能管内注药均匀不能断 开， 每根聚能管设置一个雷管。 3） 切顶眼间距与装药间距。 对预设 500mm 的切 顶眼间距进行单孔爆破试验， 通过内窥镜对孔内裂 隙进行观测， 结果表明， 预设间距为 500mm 的切顶 眼难以对顶板形成有效的预裂， 故在现场作业中调 整顶板切顶眼间距为 400mm，为提高切缝效果， 增 加空孔， 采用间隔装药， 装药孔间距为 800mm， 药量 确定为小于 1 kg/ 卷。爆破方式示意如图 2 所示。 图 2爆破方式示意图 4） 将聚能管切缝方向调整至与切顶线一致[3]， 封泥封孔， 控制封泥长度不小于 1.5m。 5） 考虑到巷道顶板的稳定性及爆破对支护的影 响， 一次爆破起爆 5 个炮孔。22204 综采工作面运输 顺槽超前进行顶板预裂爆破， 预裂爆破长度距综采 工作面煤壁不得小于 100m。 4沿空留巷支护方式 4.1超前支护 下端头采用 ZTZ10200/21/38 端头支架支护顶 板， 紧贴工作面过渡支架和巷道上帮打设， 下超前 采用 ZCZ16000/23/38 超前液压支架支护顶板， 为避 免端头支架和超前支架挤压顶板锚索， 采取在支架 上方垫背木的方式进行防护。控制安全出口高度不 低于 1.8m， 超前支护距离不得低于 20m。 4.2沿空留巷后巷加强支护 22204 综采工作面顺槽每回采一排，在距巷道 上帮 600mm、距巷道中心线 1900mm 位置处架设 2 棚 U 型钢腿支护，柱窝深度 100mm，搭接长度 500- ～1000mm， 顶部采用 2 根等强锚杆固定[4]； U 型 钢棚打设两道连接板，棚腿扎角控制在 80～82 之间， 限位卡缆扭力为 200N m， 限位卡缆上紧螺栓 之后用防崩扣进行防护， 防止崩断伤人。 4.3沿空留巷临时支护 22204 综采工作面后方 80m 范围内的顺槽每回 采一排， 在距上帮支护 U 型钢棚 100mm 的下帮， 采 用单体液压支柱配合 4m “π” 型梁进行支护[5]， 单体 支柱选用 “一梁四柱” 式， 各支柱间距自上而下分别 为 1100mm、 1300mm、 1300mm， 控制沿空留巷加强支 护距离≧80m，通过后期巷道变形量观测和支护效 果， 调整巷道加强支护距离。 4.4 成巷稳定区支护 距煤壁 80m 之后的区域为成巷稳定区， 此区域 巷道受采动影响较小， 巷道围岩稳定， 工作面回采 期间，顶底板移进量与巷道周边压力变化很小， 此 时， 可将作为临时支护的单体柱撤掉， 保留 U 型钢 进行围岩的支护。 5其它施工技术措施 1） 为防止老塘冒落的矸石滚落至留巷空间内， 需提前在 22204 综采工作面 1- 5 架前铺网上绳。 2） 随着巷道沿空留巷的施工， 需在巷道下帮铺 设铁水沟槽， 在 22204 运输顺槽低洼处设置临时水 仓 （布置两台 BQS60- 100- 37/N 型水泵， 一备一用） ， 通过 22204 运输顺槽 4 吋排水管经 22204 运输顺槽 排至 - 150m 水仓。 3） 22204 运输顺槽沿空留巷施工至 22204 综采 工作面沿空留巷回风联巷处， 不再使用局部通风机 压入式通风， 采用全风压 “Y” 形通风， 利用 22204 综 采工作面沿空留巷回风联巷进行回风。 4） 沿空留巷内的单体柱随着留巷进度， 可以由 里向外对其逐步拆除更换为木垛支护 （保证支护长 度不小于 80m ） 沿空留巷期间所使用的单体柱必须 使用垫木靴， 并绑防倒绳进行固定。 6结语 为解决云盖山煤矿采掘接替紧张的情况，提高 掘进效率， 对 22204 综采工作面切眼至 22204 综采工 作面停采线约 1270m 的区域采用切顶卸压巷内复合 支护技术进行沿空留巷。通过现场监测发现， 云盖山 煤矿 22204 综采工作面在整个回采过程中， 切顶侧顶 （下转第 89 页 ） 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 85 ChaoXing （上接第 85 页 ） 板完整, 非切顶侧顶板岩层变形弯曲，巷道围岩稳 定， 采空区顶板均匀垮落， 工作面施工过程中没有 出现顶板、 煤壁大面积垮落、 片帮的现象， 实际留巷 效果较好。 参考文献 [1] 李明. 爆破切顶与联合支护技术在沿空留巷中的应用研 究[J].能源与环保,2017,39 （06） 137- 144. 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[5] 赵龙刚,李晓刚,张占胜. “两软一硬” 不稳定煤层沿空留巷 工艺探索及应用[J].煤炭技术,2018,37 （07） 55- 57. 作者简介 王洪斌 （1967-） 男， 山西晋城人， 毕业于太原理工大学采 矿工程， 工程师， 从事煤炭生产调度管理。 （收稿日期 2019- 3- 8） 道初期支护强度、减小或消除巷道围岩的松动变 形。同时， 可以通过改变锚杆表面材料来提高初始 锚力， 增强锚杆承载性能。另一方面， 可以通过卸压 法来治理底板软弱夹层巷道底鼓，在底板通过钻 孔、 爆破和切缝等形式， 将应力集中区域转移， 降低 底板的变形量。 底板软弱夹层巷道易出现顶帮冒落和底鼓现 象，强化破裂围岩体强度可以有效减小巷道变形， 降低顶帮冒落事故， 减小底鼓。一方面， 底板软弱夹 层巷道顶帮常采用安装高预拉力锚杆来提高围岩 的抗剪阻滑作用，增强岩体的岩体的承载能力， 提 高岩体强度； 另一方面， 通过注浆加固方法可以有 效提高围岩整体结构强度，增强岩体的抗变形能 力， 提高岩体的承载能力， 有效控制软弱夹层巷道 的围岩变形。 4结论 本文利用 FLAC3D 数值方法分析了软弱夹层影 响下巷道的应力、 变形和破坏特征， 研究了软弱夹 层位置和厚度对巷道稳定性的影响规律， 主要结论 如下 1）对比分析了有无软弱夹层巷道围岩的应力、 变形和破坏特征， 底板软弱夹层影响下， 巷道围岩 变形量和破坏区域均出现了增大的现象， 底板软弱 夹层增大了巷道围岩稳定性控制的难度。 2） 底板软弱夹层厚度对巷道顶板围岩最大位 移无显著影响， 而巷道底板围岩最大位移和锚喷支 护层最大弯矩则与软弱夹层厚度呈线性增长关系。 3） 巷道顶板围岩最大位移受软弱夹层距巷道 底板距离影响不大， 巷道底板围岩最大位移随软弱 夹层距巷道底板距离的增大呈指数衰减式减小， 锚 喷支护层最大弯矩则与软弱夹层距巷道底板距离 的增大大致呈抛物线形式的减小。 4）针对底板软弱夹层的特点， 提出了改变巷道 围岩支护方法和强化破裂围岩体强度等施工建议。 参考文献 [1] 何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等. 深部开采岩体力学研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2005, 24 （16） 2803- 2813. 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