“110工法”技术在店坪煤业的应用分析

郭 晖

(霍州煤电集团 吕梁山煤电有限公司方山店坪煤矿， 山西 吕梁 033102)

店坪煤矿设计年生产能力260万t，9-2092工作面副巷位于+830 m水平二采区西翼，西为井田边界，东为+830 m系统大巷。煤层厚度较稳定，从开口到600 m煤层厚度稳定为3.0～3.1 m，610～750 m煤层厚度从3.0 m逐渐变薄为2.8～2.95 m，760～1 300 m煤层厚度稳定为3.0 m，之后到切巷煤层变厚为3.2 m. 煤层坡度从开口到284 m煤层为1°～6°下山且坡度逐渐减小，284～630 m为1°上山，630～924 m为1°～3°下山且坡度逐渐增大，924 m至切巷为1°～3°上山且坡度逐渐增大；切巷由副巷开口至正巷煤层整体为1°上山。由于采用了预留煤柱成巷技术，因此导致前期煤炭综采效率和回采率不足，严重影响了店坪煤矿的可持续生产能力。

结合煤矿可持续发展需求，采用何满潮院士团队提出的以“110工法”为核心的切顶卸压无煤柱开采技术[1].

1 110工法原理

切顶卸压无煤柱开采技术概括为“切得开、拉得住、支得好、下得来、护得住”，即：采用爆破预裂技术切开顶板形成短臂梁，利用恒阻锚索和配套的滞后支架技术控制顶板下沉量，用U型钢挂网挡矸形成巷帮，通过采用自动在线监测技术实现对综采作业过程中矿压情况的及时监测和预警，在实际使用过程中主要分为以下几个工序：

1) 工作面回采前，在预留巷道超前施工恒阻锚索主动补强支护，并沿巷道肩角施工切顶眼，进行爆破切顶预裂，保证回采后顶板及时卸压形成短臂梁，减小了顶板压力。

2) 工作面采过后，及时在矿压未稳定区支设门架进行被动临时支护，以控制顶板下沉变形，并沿切缝线挂网、支设U型钢进行挡矸护帮，保证采空区顶板垮落后，沿切缝断裂、充填成新巷帮。

3) 留巷区顶板卸压、巷道稳定后，采用门架搬运车整体回撤、搬移、支设门架，既提高了支护效率和安全保障，又降低了职工劳动强度。

4) 留巷压力稳定回撤门式支架后，人工定点对成巷段巷道规格、有毒有害气体进行定期监测、分析，确保安全。

110工法主要包括了NRP恒阻锚索支护技术、顶板定向预裂切缝技术、挡矸护帮临时支护技术、远程实时在线自动监控技术4个部分，有效提升综采作业过程中的安全性和经济性，推动井下高效综采水平的进一步提升。

2 NPR恒阻锚索补强支护方案

在利用NPR恒阻锚索支护时，首先需要采用高预应力锚索对处于塑性变形阶段的围岩进行加强，避免围岩受力进一步变化，随着矿压波动和综采扰动情况下集聚在围岩内的能量不断被释放，应力值逐渐增加，直到达到NPR恒阻锚索的支护工作阻力，然后锚索在应力作用下继续变形，通过自身形状的改变吸收岩石释放的能量，由于该锚索自身的结构特性，在高阻力下能够确保围岩始终处于一种比较稳定的态势，因此可以避免顶板塌方、变形等，提高围岩的稳固性。

结合该煤矿井下实际情况，9-2092综采面采用3列锚索进行加强支护，第一列锚索间距1 m，并采用3 400 mm×300 mm×4眼的W钢带进行联锁支护，第二列与第一列锚索并排布置，第三列锚索设置到巷道的中间位置。

顶锚索采用d21.8 mm的钢绞线，锚索长度根据顶板岩性确定，以锚固到稳定岩层上方1.5 m为依据，每根锚索采用1条CKb2340型锚固剂与2条z2360型锚固剂进行锚固，托板采用300 mm×300 mm×12 mm的钢板，采用KM22型索具。

帮锚索采用d18.9 mm的钢绞线，2排布置，上排锚索长度为4.2 m，下排锚索长度为4.2 m，每根锚索采用1条CKb2340型锚固剂与2条z2360型锚固剂进行锚固。托板采用300 mm×300 mm×12 mm的钢板，索具采用KM19型索具。上排帮锚距顶1.2 m，与煤壁夹角为45°，锚索间采用规格为3 400 mm×220 mm×4眼的W钢带进行联合支护，下排帮锚索与第一排锚索插花布置，距顶2.2 m，与煤壁夹角为30°，井下支护结构见图1.

图1 巷道锚索支护图

3 顶板定向预裂切缝方案

由于顶板硬度大，无法自行垮落，在采空区形成一个很大的悬空体，在矿压波动或综采扰动情况下将出现不定时的垮塌，给综采作业安全带来隐患。因此，采用顶板定向预裂切缝技术[2]，控制顶板的垮落，提高综采作业的安全性和效率。

根据9-2092巷顶板的整体煤岩分布情况，为最大限度地保证留巷宽度，切缝孔布置在巷道轮廓线肩角处，切缝深度取9 m，角度取19°，孔间距500 mm.

目前矿井采用d48 mm的钻头切缝孔，孔内安装外径为42 mm、内径为36.5 mm、长度为1.5 m的双向聚能管；采用二级煤矿乳化炸药(每条药卷重0.3 kg)、煤矿许用毫秒延期电雷管和FD200(B)多功能发爆器进行爆破。为了满足爆破效果，根据实际爆破验证，砂岩每米使用0.8～1 kg炸药，砂质泥岩每米使用0.4～0.6 kg炸药，煤与泥岩每米使用0.2～0.4 kg炸药。结合井下实际情况，确定9-2092工作面每个切缝孔采用4.8 kg炸药进行爆破，装药结构为4-3-3-4-2，即每孔采用5根聚能管，5个同一段位的电雷管从孔底到孔口的5根聚能管依次装4条、3条、3条、4条、2条药卷，聚能管中的空气柱超过40 cm，采用水炮泥代替，封泥长度为1.5 m.

由于顶板存在一定的破碎性，因此采用2种不相邻段位的电雷管，一次起爆6个连续的切缝孔，其中前3个相邻的切缝孔中的电雷管为同一个段位，后3个切缝孔中的电雷管为另一个段位。

断层前后10 m范围爆破时，采用2种不相邻段位的电雷管，一次起爆4个连续的切缝孔，其中前2个相邻的切缝孔中的电雷管为同一个段位，后2个切缝孔中的电雷管为另一个段位，同时将最下一根聚能管裁成1 m，封泥长度变更为2 m. 其井下切缝孔施工见图2.

图2 井下顶板定向预裂切缝施工图

通过采用顶板定向预裂切缝方案，能够根据预留巷道顶板岩性及时调整切顶眼间距、角度及装药量和爆破眼孔数量等爆破参数，并每天间隔窥视切顶眼爆破效果，基本保证了顶板随采随落，局部最大悬顶面积未超过8 m2，为实现及时卸压、保证留巷质量创造了基础条件。

4 留巷挡矸支护

为了适应新的切顶卸压无煤柱开采技术，需要对留巷结构进行加强，提高综采作业过程中的稳定性，在对多种留巷挡矸方案进行分析后，最终提出了一种新的加强结构的留巷挡矸方案[3]. 留巷采用1.5 m与2.5 m的29U型钢顶底节搭接进行挡矸支护，挡矸支护超前支架切顶线1 m，每500 mm布置一架，向巷道内迈步200 mm，顶节圆钢插入切缝预裂孔15 cm以上，为防止采空区垮落的大块矸石将U型钢砸出，在支架后方采空区顶板未垮落及填充高度较低区域采用戗柱+圆木进行配合挡矸。当采空区顶板垮落填充至巷道高度(2.7 m以上)时，可将挡矸戗柱进行前移。

为了提高挡矸的效果，在两侧设置有钢筋网，钢筋网采用5 mm的钢筋焊制，规格为1 100 mm×1 600 mm，每排铺设2片钢筋网，钢筋网短边与顶网相连，长边与帮网相连，当顶板破碎时，在拉架过程中直接在支架前梁上铺设一张钢筋网，并与顶网相连，保证U型钢支设期间的顶板安全，钢筋网采用搭接10 cm的方式进行连接，要求逢格必连。该留巷挡矸方案见图3.

图3 井下留巷挡矸结构示意图

5 矿压远程实时监测及预警

为了进一步提升支护在综采作业过程中的可靠性，店坪煤矿建立了矿压远程动态监控及预警体系，在井下巷道纵深、顶板及围岩四周增加振动传感器，对综采作业过程中的矿压波动情况进行实时监测，采用数据总线方式进行传输，数据收集后存储在该矿数据中心内对矿压波动趋势进行分析预警，同时将分析结果通过无线传输方式传递到深部岩土力学与地下工程国家重点实验室监测预警中心，该矿压远程实时监测及预警体系整体结构见图4.

图4 井下矿压监测及预警体系图

6 应用效果分析

对采取该综采工艺方案前后巷道顶板和两帮位移数据进行了对比，结果见图5.

由图5可知，在井下巷道内顶板的最大下沉量约为248 mm，巷道两帮的最大移近量约为246 mm，巷道的整体变形量小于10%. 而且通过监测分析可知，在巷道0～60 m为顶板运动的剧烈阶段，在巷道60～160 m为顶板运动缓慢阶段，待巷道距离超过160 m后巷道顶板进入稳定阶段。

店坪煤矿9-1012巷是第一条采用该新技术的巷道，项目总投资为1 925.12万元，与传统的留煤柱护巷开采工艺相比，能够减少一条长度为1 088 m的巷道，节约费用为599.27万元。与传统的煤柱护巷相比，按20 m的护巷煤柱计算，一个采高为3.1 m，长度为942 m的巷道可以多采煤8万t，直接创收可达6 240万元以上。

图5 不同支护下巷道围岩变化情况图

目前该综采技术方案已经在3个综采面投入了应用，累计留巷3 603余米，少掘巷道3 603余米，复用巷道1 914余米，累计多回收煤柱资源20万t，创造经济效益14 000万元。

7 结 论

针对店坪煤矿采用预留煤柱支护方案所存在的综采效率低、煤炭回采率不足的现象，采用一种新的切顶卸压无煤柱开采技术，该技术以“110工法”为核心，主要包括NRP恒阻锚索支护技术、顶板定向预裂切缝技术、挡矸护帮临时支护技术、远程实时在线自动监控技术等4个部分，实现了对井下综采作业方案的跨越式升级。