綜采工作面切頂卸壓成巷試驗研究

沈玉旭 孟敬亭 郭帥

【摘 要】 為解決某礦工作面回采巷道變形嚴重、巷道不穩定的難題，文章中采用無煤柱沿空留巷的技術，對31201工作面巷道頂板進行深孔預裂爆破切頂，確定爆破的炮孔間距、炮孔傾角、炮孔長度、裝藥結構等主要參數，并用恒阻大變形錨索加強支護，確保巷道穩定。試驗結果表明：31201工作面巷道切頂卸壓后，頂板最大離層45mm，恒阻大變形錨索最大拉力257kN，多回收煤炭2.5萬噸，資源回采率提高了3%，保證了巷道穩定性，同時提高了經濟效益。本文的研究成果給類似的工程問題提供了借鑒。

【關鍵詞】 切頂卸壓;沿空留巷;無煤柱;爆破切頂

【中圖分類號】 TD45 【文獻標識碼】 A 【文章編號】 2096-4102（2021）01-0003-03

隨著煤炭資源的進一步開發，資源量越來越少。綜采工作面之間一般留設20～30m的保護煤柱，造成了資源的大量浪費，而且遺留煤柱造成下部煤層開采時應力集中、巷道變形嚴重等問題。小煤柱沿空掘巷解決了一部分上述問題，而無煤柱沿空留巷能徹底解決遺留煤柱的問題。國內外學者在沿空留巷方面做了大量研究，傳統的無煤柱沿空留巷技術是在巷道采空區側充填，保留住原有巷道作為下區段巷道使用，但是傳統工藝比較復雜，而且施工速度慢，成巷后巷道變形量大，后期維護困難，何滿潮院士提出了切頂卸壓沿空留巷技術，經過大量的理論和現場研究解決了快速成巷、巷道穩定等難題。某礦31201工作面采用爆破切頂的方法沿空留巷，解決了上述問題，取得了很好的經濟效益。

1工作面概況

31201工作面回采3-1煤，傾向長度為311.4m，走向長度為1865m;煤層厚度2.5～3.8m，平均3m。煤層傾角1～3°，整體呈現正坡回采。工作面基巖厚度55.5～130m，埋深109.2～132.2m，與2-2煤層間距34.5～39m。

工作面上覆基巖厚度85～123m，松散層厚度3.7～50.5m。煤層直接頂為中粒砂巖、砂質泥巖，厚度6.1m;老頂為泥巖、細粒砂巖、砂質泥巖，厚度約18.4m;直接底為泥巖、粉砂巖、細粒砂巖，厚度約5.1m。煤層頂底板柱狀圖見圖1。

2預裂爆破參數

超前工作面100m進行預裂爆破，使頂板形成貫通裂縫，確保工作面推進后頂板能夠及時垮落，并充滿采空區。預裂爆破的主要參數有：炮孔間距、炮孔傾角、炮孔長度、裝藥結構等。

2.1炮孔間距

此次爆破的目的是使相鄰炮孔形成貫通裂縫，主要利用的是爆破后產生的裂隙區，根據爆破Mises準則計算裂隙區半徑，結合以往爆破經驗以及試爆的效果，最終確定炮孔間距600mm。

2.2炮孔傾角

切頂的角度將對采空區頂板的垮落以及巷道圍巖的穩定性有一定的影響。巷道切頂工作面推進后，采空區上方巖體和巷道上方巖體發生斷裂，切頂的角度不同，采空區懸頂范圍不同，頂板的垮落程度也不同，超前應力大小區域也不同，通過比較類似工程條件下巷道，最佳切縫角度10°。

2.3炮孔長度

炮孔的長度以切頂后采空區垮落巖石充滿采空區，保證上覆巖層不懸空，炮孔的垂直距離可以根據公式（1）計算得到：

H垂=H煤/（K-1）（1）

式中：H垂為炮孔切頂的垂直高度，m;H煤為煤層的垂直厚度，m，取3m;K為巖石的冒落碎脹系數（1.3～1.5），取1.4。

經計算H垂為7.5m，即炮孔的垂直高度為7.5m，最終炮孔長度定為8m。炮孔傾角10°，由于傾角較小基本可以忽略傾角對炮孔長度的影響。

2.4裝藥結構及藥量

本次爆破炮孔直徑48mm，聚能管內徑36.5mm，藥卷直徑35mm，每根藥卷長200mm，裝藥結構如圖2所示。

爆破的目的是為了形成貫通裂縫，因此藥量不能太大，聚能管的作用就是把爆炸后的能量盡可能多的向炮孔連線方向聚集，聚能管每根1.5m。裝藥采用間隔裝藥：第一級裝4根藥卷，第二級裝3根藥卷，第三級裝1根藥卷，每級藥卷之間間隔不小于1m，每級安裝一個起爆雷管，串聯連接，正向起爆，封孔長度不小于2m。根據《爆破安全規程》中的薩道夫斯基公式計算一次最多起爆8個炮孔。

3巷道支護

工作面向前推進后，為了保證巷道穩定，巷道采空區側和頂板需要二次支護。

3.1采空區側支護

為了防止工作面推進后采空區垮落的巖石進入巷道，因此需要在工作面液壓支架后方30m范圍內對采空區側進行支護，具體的支護形式采用“單體液壓支柱+立桿+鋼筋金屬網”進行支護，采空區側支護見圖3。

單體液壓支柱距巷幫300mm，間距1200mm，立桿上端插入切縫炮孔，下端臥底200mm，立桿間距1200mm，鋼筋金屬網與立桿捆扎在一起，金屬網采用尺寸2300mm×800mm，規格50mm×50mm，鋼筋網之間重疊100mm，采空區側金屬網要與原巷道頂板支護金屬網搭接，搭接不少于100mm;液壓支架后方30m-100m范圍內采用單體液壓支柱支護，間距1000mm，單體支柱保持一條直線。當巷道穩定后，撤除單體液壓支柱，并對采空區側進行噴漿處理，防止漏風、有毒有害氣體漏出等問題。

3.2頂板加強支護

為了防止切頂以及頂板來壓時頂板下沉，必須在預裂爆破切頂前對頂板進行加強支護，采用恒阻大變形錨索加固巷道。恒阻大變形錨索直徑21.8mm，長度9000mm，恒阻值33t±2t，預緊力為28t，排距2000mm，恒阻器直徑65+3mm，恒阻器長度500mm，相鄰恒阻錨索間采用W型鋼帶連接，巷道支護形式見圖4。

4現場觀測

為了檢驗試驗效果，對沿空留巷的巷道進行巷道表面位移監測、頂板離層監測、錨索受力和變形量監測。監測結果顯示：兩幫最大移近量60mm，頂底板移近量最大105mm，頂板最大離層45mm，恒阻大變性錨索最大拉力257kN。兩幫及頂底板移近量曲線見圖5。

31201工作面無煤柱開采與相鄰工作面15m煤柱相比，多回收煤炭2.5萬噸，資源回采率提高了3%，保證了巷道穩定性，同時提高了經濟效益。

5結論

通過對31201工作面地質條件的分析，確定預裂爆破切頂的各種參數，最終確定炮孔間距600mm，炮孔傾角10°，炮孔長度8m，爆破效果良好。

預裂爆破切頂前進行恒阻大變形錨索加固支護，工作面推進后對支架后方30m范圍采空區側二次支護，現場監測表明留巷穩定，巷道變形量可控。

31201工作面沿空留巷后多回收了2.5萬噸煤炭，資源回采率提高了3%，增加了經濟效益。

【參考文獻】

[1]錢鳴高，石平五，許家林，等.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2010：194-202.

[2]韓昌良.沿空留巷圍巖應力優化與結構穩定控制[D].徐州：中國礦業大學，2013：53-66.

[3]李勝，李軍文，范超軍，等.綜放沿空留巷頂板下沉規律與控制[J].煤炭學報，2015，40（9）：1989-1994.

[4]何滿潮，張國鋒.白皎礦保護層沿空切頂成巷無煤柱開采技術研究[J].采礦與安全工程學報，2011，28（4）：511-513.

[5]張農，韓昌良，闞甲廣，等.沿空留巷圍巖控制理論與實踐[J].煤炭學報，2014，39（8）：1635-1641.

[6]何滿潮，陳上元，郭志飚，等.切頂卸壓沿空留巷圍巖結構控制及其工程應用[J].中國礦業大學學報，2017，46（5）：959-969.

[7]宋立兵.神東礦區切頂卸壓成巷技術研究[J].煤炭科學技術，2016，44（8）：80-85.

[8]何滿潮，高玉兵，楊軍，等.無煤柱自成巷聚能切縫技術及其對圍巖應力演化的影響研究[J].巖石力學與工程學報，2017，36（6）：1314-1325.

[9]高玉兵，郭志飚，楊軍，等.沿空切頂巷道圍巖結構穩態分析及恒壓讓位協調控制[J].煤炭學報，2017，42（7）：1672-1681.

[10]郭志飚，王將，曹天培，等.薄煤層切頂卸壓自動成巷關鍵參數研究[J].中國礦業大學學報，2016，45（5）：879-885.

[11]譚云亮，于鳳海，寧建國，等.沿空巷旁支護適應性原理與支護方法[J].煤炭學報，2016，41（2）：376-382.

[12]楊漢宏，薛二龍.淺埋深條件下切頂卸壓留巷技術研究[J].煤炭工程，2017，49（1）：31-33，37.