鐵新煤業9301工作面切頂卸壓無煤柱自成巷技術實踐

杜 偉

（山西中煤華利鐵新煤業有限公司 ，山西 靈石 031300）

0 引言

切頂卸壓無煤柱自成巷技術較傳統留煤柱開采工藝相比具有以下技術優勢：①降低巷道萬噸掘進率，每個回采工作面可以少掘1條巷道，降低了回采巷道掘進率；②提高資源采出率，回收區段護巷煤柱，提高工作面采出率，延長了礦井服務年限；③改善礦井生產條件，實現連續回采，使回采工作在時間和空間上連續進行，有利于生產集中化極大地緩解了礦井采掘銜接矛盾；④與傳統留巷方式相比，留巷過程中對回采的影響較小；⑤工作面改變通風方式，可采用Y或W型通風方式，避免了上隅角瓦斯積聚。基于上述技術優勢，在鐵新煤業展開“110”工法高效切頂試驗研究。

1 工程地質情況

9301工作面位于9號煤三采區，工作面北為井田邊界，西面、東面為未開采區，南為三采區回風巷。工作面上部2#煤、下部10#、11#煤層均為未開采區。工作面標高+420m-+480m，地面標高892m-982m，蓋山厚度482m-502m。工作面走向長度為955m，傾向長度為125m。煤層厚度1.1～1.7m，平均厚度1.28m，工作面傾角1°～9°，平均5°，采用長壁綜采一次采全高工藝，煤層采高1.6m，全部垮落法管理頂板。110工法切頂卸壓自動成巷試驗選擇在9301工作面進行，設計在9301運輸順槽切頂793m，留巷743m，9301工作面采掘工程平面圖如圖1所示。煤層直接頂為均厚8.79m的K2石灰巖，自然抗壓強度為41.1MPa，抗拉強度4.06MPa，抗剪強度為9.99MPa。直接底為均厚1.94m的砂質泥巖，局部為砂質泥巖及鋁質泥巖。

圖1 9301工作面采掘工程平面圖

2 切頂卸壓方案設計

本設計采用以“切頂卸壓+恒阻大變形錨索支護”為主體的設計方案，首先采用恒阻大變形錨索對巷道進行補強支護，隨后進行預裂切縫爆破，切斷采空區與巷道間頂板的力學聯系，留巷可為下一工作面回采使用，針對留巷過程中不同階段回采動壓影響，對巷道采取相應的圍巖控制措施。

2.1 恒阻錨索加強支護

9301運輸巷毛斷面尺寸為5.0×2.4m，頂板支護選用Φ=18mm，L=1800mm的螺紋鋼錨桿+鋼帶+菱形網支護，錨桿間排距1550×2500mm；幫部選用Φ=20mm，L=1800mm的玻璃鋼錨桿+菱形網支護，錨桿間排距1000×800mm，矩形布置。

為了保證切頂過程和來壓期間巷道的穩定性，在對9301運輸巷頂板進行預裂切頂前采用恒阻大變形錨索補強加固。根據綜合柱狀圖分析，恒阻錨索應超出切縫孔且錨固在穩定巖層中不低于1m，考慮到切縫參數，恒阻大變形錨索選為Ф21.8×7.3m的19芯高預應力鋼絞線，恒阻器選為HZS35-300-0.5型，托盤采用300×300×16mm平面鋼托盤，恒阻大變形錨索垂直于頂板布置，共布設1列，第一列為恒阻錨索，距留巷幫500mm，排距1000mm；第二列為普通錨索，距第一列恒阻錨索間距1500mm，第二列普通錨索排距為2000mm。第一列恒阻錨索相鄰錨索之間用W鋼帶連接（W鋼帶平行于巷道走向），恒阻器長500mm，外徑82mm，恒阻值為33±2t，預緊力不小于25t。第二列普通錨索，錨索選用Ф21.8mm×7.3m的19芯高預應力鋼絞線，托盤采用300×300×16mm平面鋼托盤，與頂板垂直，預緊力150kN，排距2000mm。9301運輸巷恒阻錨索支護圖如圖2所示。

圖2 9301運輸巷恒阻錨索支護圖

圖3 9301運輸巷“丁”字口處及其前后前后加固段錨索支護圖

考慮到9301運輸巷與9303工作面切眼交叉“丁”字口處，礦壓較大，為確保留巷效果，根據以往施工經驗需對9301運輸巷“丁”字口處及其前后5m加強支護,將距東幫1500mm處加打第三列普通錨索共10根,排距為2000mm。9303工作面切眼口齊9301運輸巷東幫打設一排3根普通錨索，9303工作面切眼口里距9301運輸巷東幫2000mm處打設2根普通錨索加強支護。“丁”字口處及其前后9301運輸巷加固段錨索支護圖如圖3所示。

2.2 切縫參數設計

采用雙向聚能張拉爆破預裂技術，聚能爆破裝置選為CEP-1500型雙向聚能管，爆轟產物將在兩個設定方向上形成聚能流，并產生集中張拉應力，使預裂炮孔沿聚能方向貫穿，形成預裂面。預裂切縫深度（H縫）臨界設計公式如下：

式中：ΔH1為頂板下沉量；m為ΔH2：底臌量，m；K為碎脹系數，根據鐵新礦直接頂為硬度較大灰巖，本設計K暫按1.5取值，根據補打鉆孔資料顯示，煤厚變化不大，在不考慮底臌及頂板下沉的情況下，工作面采高取最大值1.6m時，H縫=3.2m，從CJ補7巖性柱狀圖分析，切斷關鍵層灰巖巷道垮落更充分，留巷效果更好。切縫孔布置在巷幫與頂板夾角處，與鉛垂線夾角為15°（傾向采空區側），切縫孔采用深淺孔交替布置，深孔深度6m、淺孔深度2.5m，距離巷幫100mm，間距為300mm。切縫孔直徑48mm。聚能爆破采用二級煤礦乳化炸藥，擬采用炸藥規格為直徑Φ35×300mm/卷，爆破孔口采用炮泥封孔。

2.3 巷道臨時支護設計方案

距離回采工作面不同位置巷道所受動壓不同，針對不同區域采取不同的支護措施：

1）超前支護區（煤壁前方0-20m），采用單體液壓支柱進行超前支護，一排三根，間距1500mm，排距1000mm。

2）架后滯后維護區（架后0-200m），采用單體柱+π型梁“一梁四柱”臨時支護、單體液壓支柱+U型鋼可縮支架+網片+菱形網進行擋矸支護，U型鋼采用29U，網片采用 6mm冷拔絲1000×2000mm，網格100×100mm，π型梁L=4050mm，單體柱采用DW28型。“一梁四柱”臨時支護，排距1000mm；在巷道切縫幫沿切縫線布置一排單體液壓支柱，與U型鋼可縮支架交替布置，間距600mm，單體與U型鋼可縮支架間距為300mm。

3）成巷穩定區（架后200m之后），將臨時支護“一梁四柱”變為“一梁兩柱”，然后根據礦壓觀測的數據分析，最終將單體支柱全部回撤，只保留U型可縮支架及鋼筋網進行擋矸。

3 “110”工法切縫預裂爆破后效果分析

截止目前，工作面推采296m，已留巷作業231m，爆破后切縫效果明顯、直觀，如圖4所示。從孔口觀察，相鄰炮孔幾乎能夠全部貫穿形成切縫線，又采用武漢常盛CXA12（A）礦用本安型鉆孔成像儀對孔內進行窺視觀看，切縫孔情況裂縫明顯。

圖4 切縫孔內爆破成像效果

9301工作面切頂卸壓自動成巷礦壓觀測主要采用尤洛卡礦業安全工程股份有限公司生產的Kj653監測系統。在實驗段內共布置6個測站，自留巷位置每50m布置一個測站，對巷道圍巖變形及錨索受力情況進行監測。截止目前根據留巷礦壓監測系統1#、2#點監測點觀測得出：距離采煤工作面架后2m開始，恒阻錨索、普通錨索應力值逐漸增加，在架后7～8m處左右時，壓力數據迅速增加，在架后37-40m處時應力值緩慢增加。初步結論為工作面推采后留巷內架后8m-40m范圍為動壓影響范圍。工作面后方留巷0～60m范圍內，頂板平均下沉量為150mm，底鼓量為200～300mm，巷道平均高度2m；留巷60～100m范圍內，頂板平均下沉量為250mm，底鼓量為200～350mm，巷道平均高度1.8m（該段受侵蝕構造影響）；留巷100～200m范圍內，頂板平均下沉量為100mm，底鼓量為100～200mm，巷道平均高度為2.1m。

4 “110”工法應用的優化

通過“110”工法技術的實施，為鐵新公司培養了自己的施工隊伍，目前自己隊伍已掌握施工工藝流程的操作能力，已熟練掌握切縫孔施工、留巷支護等關鍵技術，并根據現場實際對相關工藝進行了合理的改進，提高生產效率、降低了生產成本。

1）選用適用材料，減少材料消耗。在施工過程中，篩選了11種鉆頭進行試驗，經過試驗對比，安徽澳德廠家的鉆頭優于它家。錨索鉆頭消耗量由2～3 個 /孔減少為 0.5～1 個 /孔。

2）改變施工工藝，減少錨索施工時間。由“氣動錨桿機打眼7m深”調整為“先風動鑿巖機打眼2m+后氣動錨桿機打眼5m”的施工方法減少了錨索鉆孔施工時間。兩次改進后施工一個錨索鉆孔時間由原來的2小時30分鐘減少到1小時10分鐘。

（3）改變支護參數，增大采空側支護強度。經過留巷段內的礦壓觀測，恒阻錨索載荷壓力由303kN增加至400kN；且靠采空區側巷道頂板壓力增大，之后修改了“一梁四柱”臨時支護單體柱的間距布置，由1150×1150×1150修改為900×900×1650mm，以增大對留巷采空區側的支護強度，如圖5所示。

圖5 優化后的留巷段支護參數

4）改變支護角度，防止支護失效。經過留巷段現場觀測，擋矸支護U型鋼易受到頂板垮落矸石沖擊造成的支柱傾斜；為此修改了U型鋼支護的角度，將U型鋼底腿向采空區側傾100mm，預留U型鋼受頂板下落矸石沖擊形成的變形量，防止造成U型鋼支柱傾斜。

5）優化切縫、爆破參數。通過225m推進，目前留巷切頂冒落基本滿足要求，根據現場情況需進一步優化切縫孔的間距、孔深及裝藥量，以達到及時切頂效果，進一步優化支護參數，提高經濟效益。

6）改變通風方式。盡管工作面瓦斯濃度較低、基本無發火跡象，但由于采空區冒落不及時，目前采用的Y型方式存在采空區通風的隱患，擬將改變Y型通風為W通風，可以有效減少采空區漏風，且改善架后留巷支護人員的作業環境。

5 結論

切頂卸壓技術經濟效果明顯，節省了材料及動力費用，實現了減員增效，全年煤柱回收煤量10.8萬t。實現連續回采，使回采工作在時間和空間上連續進行，有利于生產集中化極大地緩解了礦井采掘銜接矛盾，實現了礦井安全高效生產。