无煤柱沿空留巷方案设计及效果分析

王念红 刘战军 吕智勇

（河南大有能源股份有限公司新安煤矿，河南 新安 471800）

新安煤矿已采工作面采用传统沿空留巷技术导致巷道形变量大、后期维护困难、采掘交替频繁、施工缓慢等问题。根据现有采掘布局及巷道顶底板特性，在试验工作面采用无煤柱沿空留巷技术[1-2]，留巷前预裂爆破顶板、留巷中分区域联合补强支护、留巷后及时监测巷旁形变情况，最终实现无煤柱沿空留巷。

1 工程概况

河南义马煤业集团新安煤矿试验工作面煤层均厚3.4 m，工作面位置的平均埋深为262 m，走向设计长度730 m，切眼设计长度148 m。该煤层伪顶偶见0.5 m 松散易碎的碳质泥岩；伪顶上方的直接顶是2.2 m 易破碎的泥岩；基本顶是均厚为19 m 的中粒砂岩，硬度3～5。为了减少巷道掘进的工程量，实现煤炭资源回收最大化，决定对该工作面下巷设计使用无煤柱沿空留巷工艺，其断面设计的宽×高=5.6 m×3.2 m。工作面平面布置如图1。

图1 工作面平面布置示意图

2 无煤柱沿空留巷施工

2.1 无煤柱沿空留巷技术原理

无煤柱沿空留巷技术采用了预裂爆破工艺。该工艺可以对坚硬顶板进行弱化处理，在未受采动影响的区域内进行打钻、装药、封孔、爆破等工作，最后使顶板预裂[3]。

首先，对目标工作面下巷靠煤墙一侧上方顶板进行预裂，使其顶板的岩层断裂，构成易于垮落的断臂梁结构，而后使顶板在预裂的缝隙处垮落。同时，需要进行补强支护的保护措施，维持顶板稳定性。在工作面进行回采作业之前，需要进行注浆锚杆/锚索的打设，对顶板可起到加固的作用。在工作面进行回采工作之后，需要选取合理的挡矸方法，使巷帮在沿挡矸柱一侧形成，因此可以采用液压抬棚与闭帮柱相互配合进行支护，可有效减少留巷段受到的采动压力影响，并有效防止矸石进入工作面。

2.2 预裂施工方案

由该工作面下巷顶底板条件分析得出爆破方案，使用逐组爆破的方法，1 个深孔和1 个浅孔一组，每次起爆4 组预裂孔。在钻孔内装入已经填好炸药的PVC 管，使用炮泥封孔，PVC 管切缝方向与巷道走向方向平行，所有PVC 管的切缝线成一条直线。预裂爆破布置平面图与装药构造如图2。

图2 预裂爆破炮眼布置及装药结构示意图

3 沿空留巷支护方案

3.1 “锚网索+钢筋梯梁”联合支护

该工作面采用的支护巷道方式为“锚网索+钢筋梯梁”联合支护。

（1）在顶板位置布设7 根左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，经计算选用Ф22 mm×2500 mm 的锚杆，900 mm×900 mm 的间排距；在两帮位置各布置5根左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，选用规格为Ф22 mm×2400 mm的锚杆，750 mm×900 mm的间排距。其中锚杆锚固力不低于100 kN（25 MPa），预紧力矩不小于260 N·m。

（2）顶板锚索采用具备高强度、低松弛预应力等特性的钢绞线锚索。经分析计算，选用锚索Ф17.8 mm×6000 mm，间排距可以为1400 mm×2700 mm，锚索初始张拉不低于160 kN（42.5 MPa），锚索的布置方式按照“3-0-0-3”结构布置，如图3。

图3 采用“3-0-0-3”锚索支护平面

（3）选用规格Ф4 mm×900 mm×1600 mm 的冷拔丝轧花网，在两块网之间正常搭接两格，并使用16#双股镀锌铁丝进行单点捆扎，每组捆扎两排，呈三花状，每一排的捆扎点位于另外一排两个捆扎点的中线上，每排捆扎的点间距设置为200 mm。

3.2 巷道补强加固设计

无煤柱沿空留巷主要是通过爆破的方法使顶板预裂，切断顶板压力传递的路径[4]。在采动过程中留巷段的围岩受到采动影响，会呈现出不相同的应力变化区。根据现场施工情况与围岩变形检测仪反馈数据综合分析，工作面前后新出现三个区域，即位于超前支护区前部的超前切顶区、位于端头支护区后150 m 范围内的滞后临时支护区以及150 m 范围外的稳定成巷区。无煤柱沿空留巷区域图如图4。

图4 无煤柱沿空留巷区域图

3.2.1 留巷段支护设计

由于留巷段岩层形变量大，破断区与塑性区范围大，原有巷道支护的强度不能满足留巷所需要的支护强度，需要对留巷段做进一步加固处理。设计采用“锚网索+单体柱抬棚+液压抬棚（自移支架）+36U 型挡矸柱”联合支护的方式，设计断面为梯形断面，其上部的宽度为5200 mm，下部的宽度为6050 mm，巷高3200 mm，面积18 m2，挡矸柱扎角75°。该联合支护的方式不但能增加支护强度，有效控制顶底板剧烈形变，还可以减少岩层运动对巷道产生的不利影响，保持围岩完整。具体布置参数如图5。

图5 沿空留巷支护断面图

3.2.2 巷道超前区补强加固

受工作面回采与开掘巷道应力作用[5]，在工作面前端20 m 的范围内产生破坏区域，需要对该段破坏区进行超前补强加固，采用Ф22 mm×6300 mm 的中空注浆锚索补强加固。锚索设置的预紧力应该至少保证能够达到150 kN，锚固力应至少保证能够达到200 kN，中空注浆锚索的注浆压力应保证高于7 MPa。要求顶部锚索同步进行，不允许滞后。补强锚索超前切顶眼不小于150 m。

巷道下帮的支护设计应该在原支护方案基础上，每排新增加2 根锚索对巷帮进行支护，锚索布设在距顶板900 mm 的位置上，并设置其间排距1400 mm×900 mm，上部锚索与煤墙夹角设计为65°向上，下部锚索与煤墙夹角设计为65°向下，穿入巷道顶、底板。每排布设2 根锚索，并用锚索梁进行相互连锁，锚索梁布置在两排锚杆中间，锚索梁长2600 mm，眼间距1400 mm，如图6。

图6 超前区补强支护示意图

3.2.3 滞后临时支护区支护

（1）工作面开始回采后，采空区在一段时间内出现垮落，沿空留巷段逐渐呈现出围岩破坏区，其范围在支架后部150 m 以内，该区域不但需要补强顶板支护，还需要进行挡矸支护[6]。

（2）采空区侧采用“挡风布+金属网+背木+挡矸柱+连板”方式背帮。金属网与顶部原钢筋网搭接，挡风布布置在金属网内侧。所选用背木的规格为Ф80 mm×800 mm，设计布置间距为300 mm，用14#的铁丝绑扎于金属网上，每根背木需要绑扎2 处，绑扎的间距为500 mm。挡矸柱选用2 段长度均为2000 mm 的36U 型钢制成。上部挡矸柱托盘上钻孔，上部挡矸柱与顶板之间打设2根锚杆进行固定，设计选用锚杆的规格应为Ф20 mm×1000 mm，外露100 mm；下部应插入底板，设计插入的深度应满足大于200 mm。挡矸柱间距650 mm，扎角75°。滞后临时支护如图7。

图7 滞后临时支护示意图

（3）随工作面推进，在端头支护区域沿空留巷下帮打设一排单体柱抬棚对顶板进行临时支护。抬棚采用“3 mπ 型梁+3.15 m 单体柱”，一梁三柱，两柱间距1 m，并且至少保证90 kN 的初撑力；抬棚打设成直线。在采空区侧顶板第四、五排锚索之间打设一排液压抬棚，初撑力不低于24 MPa。

3.2.4 成巷稳定区支护

采空区随着工作面的推进而不断垮落并逐渐趋于稳定，在支架后部150 m范围以外形成成巷稳定区。

使用“十字交叉法”在稳定成巷的巷道内每50 m 对巷道表面出现的位移情况进行观测，使用顶板离层仪在已经稳定成巷的巷道内观测巷道顶板离层情况，其安装间隔为25 m。通过巷道表面位移情况和离层情况分析留巷压力峰值位置和压力相对稳定位置，结合顶板离层检测仪反馈的离层数据分析，综合评价成巷区的稳定性，可回撤临时支护液压抬棚（自移支架）和单体柱抬棚，进行下一循环滞后临时支护区支护。

4 应用效果

（1）有效提高回采率。选用无煤柱沿空留巷的技术工艺之后，可以多开采相邻两工作面之间预留的25 m 支撑煤柱，预计可多回收原煤约4.8 万t，初步估计可以产生的直接经济效益约2500 万元，并减少巷道掘进费用约56 万元。

（2）有效缓解采掘矛盾。采用无煤柱沿空留巷技术后可有效减少两工作面连续开采间隔期。

（3）有效提高岩层稳定性。采用无煤柱沿空留巷技术后，可以有效减少覆岩应力对巷道破坏作用，不但可以提高采掘工作安全性能，还降低支护工作阻力，减少支护工作的成本。