6 m巷高綜放工作面切頂留巷關鍵技術

黃克軍，胡俊峰，蔚保寧，王翔宇，呂玉柱

（1.陜西煤業化工技術研究院有限責任公司，陜西 西安710065；2.煤炭綠色安全高效開采國家地方聯合工程研究中心，陜西 西安710065；3.陜西陜煤韓城礦業有限公司，陜西 韓城715400）

韓城礦業有限公司所屬礦井多面臨水害嚴重、煤層易自燃、地質條件復雜等災害，礦區礦井生產接續緊張，嚴重制約了韓城礦區煤礦的安全高效生產。礦區煤層區段煤柱寬度基本在30～40 m左右，傳統的留煤柱開采導致礦區煤炭資源嚴重損失[1-2]。基于韓城礦區地質條件較差、采煤成本較高，在韓城礦業公司研究無煤柱沿空留巷技術，對緩解生產接續緊張、降低礦井生產成本有重大意義[3-4]。無煤柱開采切頂沿空留巷技術取消了工作面間煤巷煤柱，每個工作面少掘進1條巷道，不僅多回收了煤炭資源，進一步解決了礦井采掘失不平衡問題[5-6]。川煤集團白皎煤礦應用了何滿潮[7-8]院士提出的切頂卸壓自動成巷無煤柱開采方法，對沿空留巷頂板實施預裂爆破，將頂板應力集中釋放到采空區，對巷道圍巖應力進行了轉移，實現了巷道穩定。孫曉明等[9-10]以薄煤層綜采工作面為工程背景，對切頂沿空留巷關鍵技術進行了研究，分析了薄煤層工作面切頂沿空留巷的關鍵技術參數為切頂高度、切頂角度以及切頂鉆孔間距。潘海兵等以綜放工作面為工程背景，進行了切頂卸壓沿空留巷工程試驗，對煤柱應力變化進行了實測，發現通過切頂卸壓技術可大大降低煤柱應力集中程度[11-12]。2010年韓城礦業公司下峪口煤礦就已經開始巷旁充填沿空留巷技術應用試驗，經過多年的探索、研究，已成功應用柔模混凝土巷旁支護技術進行了沿空留巷，2013年象山礦開始試驗沿空留巷，都取得了一定的經驗和成果[13-14]。但是大采高綜放工作面的無煤柱開采沿空留巷技術還沒有進行研究試驗，在國內還未見有大采高綜放工作面無煤柱開采沿空留巷技術方面的工業試驗和相關方面的研究。韓城礦業公司桑樹坪二號井沿空留巷巷道片幫、變形量大，支柱折損嚴重，沿空留巷切頂和支護關鍵技術問題需研究解決[15]。

1 工程概況

桑樹坪二號井主采3#煤層。研究區3302工作面傾斜長918 m，工作面寬度195 m，采用綜合機械化一次采全厚放頂煤采煤方法。選取3302-1號回風巷道進行6 m巷高綜放工作面切頂沿空留巷技術研究。該工作面地層巖性特征見表1。

表1 地層覆巖特征表Table 1 Strata overburden characteristics

2 切頂留巷關鍵技術

2.1 技術原理

切頂留巷技術主要包括超前補強支護、切縫爆破、后巷擋矸支護、后巷加強支護等技術。工作面回采前在留巷側提前施工鎖邊錨索進行超前補強支護，然后對巷道頂板采取定向預裂切縫爆破，切斷采空區與留巷頂板，待工作面推過后在礦壓作用下頂板沿預裂切縫線自動切落形成巷幫，可作為下一個工作面煤巷的二次使用，實現了沿空留巷無煤煤柱開采。何滿潮[16-17]等提出了“切頂短壁梁理論”，李化敏[18]、華心祝[19]等在沿空留巷頂板控制技術、沿空留巷巷旁支護技術、切頂沿空留巷礦壓顯現規律及開采技術等方面進行了研究，進一步完善了切頂沿空留巷技術。

2.2 切縫爆破

2.2.1 切頂高度

切頂高度是切頂沿空留巷的關鍵技術，主要目的是切斷頂板的應力傳遞。巷旁采空區頂板沿切縫線垮落是切頂卸壓沿空留巷技術的核心環節，合理的切頂高度應該能夠使巷旁一定范圍內垮落下來的矸石可以對上覆回轉變形的鉸接巖塊產生有效的支撐作用，為沿空巷道的維護創造低應力環境。

直接頂初次垮落后一般將隨著支架前移而在采空區逐步垮落，垮落的巖層破碎后雜亂無章排列，力學特性類似于散體。由于巖石有碎脹特性，垮落巖石的高度將大于直接頂巖層原來的厚度。碎脹系數與巖石破碎程度有關，后期在采空區不斷壓實而變化。沿走向方向回采工作面前后的巖層情況如圖1。

圖1 直接頂初次垮落后采空區情形示意圖Fig.1 The situation of the goaf after the first roof collapse

合理的切頂高度需滿足切落的矸石堆積壓實后可以有效支撐上覆頂板巖層“大結構”，即垮落巖石應該充填滿采空區，因此超前切縫深度HF為：

式中：△H1為頂板下沉量，m；△H2為底鼓量，m；HC為采高，m；K為巖石碎脹系數。

對于3302工作面，若不考慮底鼓、頂板下沉，僅考慮采高的影響，機頭切頂側有7～8 m不放頂煤，因此巷旁采高取3.0 m，再根據3302工作面頂板巖層矸石碎脹特性K取1.4，按式（1）計算可得HF為8m。

2.2.2 切縫角度

切頂角度是切縫線與頂板垂直方向的夾角。合理的角度可以避免在切頂面產生較大的摩擦阻力，促進切頂側巖層的垮落，產生良好的卸壓效果。

假設通過超前切頂，頂板巖塊之間形成鉸接結構，切縫面與鉛垂方向成θ1角，結構塊自重為G2，則其鉸接關系如圖2。

圖2 巖塊咬合處的平衡示意圖Fig.2 Diagram of balance at the occlusion of the rock blocks

側向頂板形成鉸接塊體時，當塊體B向下滑落時，由于水平擠壓力TA的作用，塊體A沿接觸面對塊體B產生抗滑力，即摩擦阻力fK，其值為：

而塊體B在接觸面產生的滑動力fh為：

若fh≥fK，則鉸接咬合處發生滑落失穩，即：

式中：θ1為切縫角度，（°）；φ為內摩擦角，（°）；TA為水平擠壓力，N；G2為結構塊自重力，N。

當切縫傾角滿足式（4）的條件時，厚煤層堅硬巖層形成的砌體梁在切頂作用下必然沿切縫結構面發生滑落。當切縫線偏向巷道頂板時，巷道頂板對切頂側產生斜撐影響，不利于切頂側巖塊垮落，且巖塊垮落過程中對巷道頂板產生較大的拖曳作用，給巷道維護帶來反面影響。

當切縫線垂直于巷道頂板時，同樣的切頂高度，切縫長度最小。但若切縫線偏向采空區一側，則既可以保證巷道超前段受到切頂側巖體的斜撐作用，減緩頂板下沉，又有利于工作面推采過后切頂側巖體順利垮落。所以切縫線應選擇偏向采空區一側。切縫線偏向采空區一側的角度不宜過大，否則會增大切頂短懸臂結構的長度，增加施工難度，結合以往工程實踐，切頂角度不宜超過20°。

2.2.3 爆破參數

通過理論分析計算，結合工程實踐，確定切頂高度為8 m，切縫角度為10°。影響超前切頂效果的其他技術參數還包括炮孔間距、炮眼直徑、裝藥結構等。炮眼直徑應根據爆破質量要求和設備條件選擇，小直徑鉆孔對圍巖破壞范圍小，預裂形狀容易控制，易于取得較好效果。炮孔間距直接影響裂縫寬度和裂縫貫穿程度，一般采用的孔距為孔徑的8～12倍，最高為17倍，硬巖取小值。合理的不耦合系數既可以保證炮眼壁不受壓碎或剪切破壞，又可以取得很好的預裂爆破效果，切縫藥包爆破方式中徑向不耦合系數一般取1.2～2，軸向一般采用正向間隔裝藥。經過現場預裂爆破試驗，主要爆破參數確定如下。

1）爆破孔布置。爆破孔布置示意圖如圖3，超前工作面20 m在3302回風巷頂板距實體煤側4.4 m處布置1排爆破孔，炮孔直徑42 mm，炮眼間距500 mm，孔深8 m，偏向待采煤體側10°。

圖3 爆破孔布置示意圖Fig.3 Blasting hole layout

2）爆破設備。超前切頂爆破采用雙向聚能爆破管，聚能管內徑為30 mm，壁厚3 mm，長度可根據現場截割；炸藥為礦用三級水膠炸藥，藥卷長度400 mm，直徑φ27 mm，質量300 g。

3）裝藥量。裝藥總長度4.0 m，采用空氣間隙軸向不耦合“3+3+2+2”裝藥結構，裝藥結構如圖4，空氣間隙0.8 m，封堵長度1.6 m，炸藥總量3.0 kg，一次起爆4～6個孔。爆破參數見表2。

圖4 裝藥結構示意圖Fig.4 Charge structure

表2 爆破參數表Table 2 Blasting parameters

2.3 巷道支護

2.3.1 錨桿索補強支護

錨桿索布置圖如圖5。

圖5 錨桿索布置圖Fig.5 Anchor cable arrangement

1）頂板錨索。錨索長度需大于切頂高度，從而起到懸吊下部不穩定巖體的作用，且遵循支護強度向采空側偏移的原則，所以在切頂側500 mm處布置1排φ21.6 mm×10 m錨索，配合4.5 m鋼帶，排距為1 200 mm；在原巷道頂板中心2排錨桿間布置1排φ21.6 mm×10 m錨索，排距1 500 mm，預緊力不低于280 kN。

2）新掘斷面煤幫錨桿。自沿空留巷試驗起始位置處，對巷道負幫使用φ32 mm×3 500 mm自鞏固錨桿配合鋼筋梁、鐵絲網進行支護，間排距700 mm×800 mm；對巷道正幫待采煤體側煤幫使用φ20 mm×2 500 mm玻璃鋼錨桿進行支護，間排距700 mm×800 mm。

3）全斷面煤幫錨索。對巷道全斷面實體煤側煤幫使用φ21.6 mm×6 000 mm錨索配合大托盤進行支護，間排距為1 400 mm×1 200 mm，預緊力不低于280 kN。

2.3.2 可調高鋼管混凝土支柱支護

由于大采高綜放工作面沿空留巷巷道礦壓顯現劇烈，變形嚴重，煤礦井下常用支護設備及方式并不能保持巷內、巷旁支護體與巷道圍巖的整體平衡。針對現有支護設備不能適應超高巷道高度以及承載力、抗側向沖擊力不足的問題，研制了新型支護設備可調高鋼管混凝土支柱。

可調高鋼管混凝土支柱示意圖和實物圖如圖6，可調高鋼管混凝土支柱由活柱、固定缸和附件組成，活柱由頂蓋、內缸體和放氣孔組成，固定缸由外缸體、底座和進液口組成，附件為止漿閥。

圖6 可調高鋼管混凝土支柱示意圖和實物圖Fig.6 Concrete-filled steel tubular column

可調高鋼管混凝土支柱具有以下特點：①采用2根不同規格的鋼管插接使用，可適應不同的巷道高度，適應性強；②利用混凝土漿液在小縫隙下難以通過的特點，無需使用密封墊，形成透氣不透漿的可調高缸體，具有自密封結構；③采用伸縮結構，在注膠后給巷道頂板以主動支撐；④鋼管中部為雙層鋼管，增加了抗彎性能，抗彎性強。

為了適應3302回風巷沿空留巷試驗區段沿空巷道高度變化，分別設計了不同規格的搭接支柱：6 m以下煤厚選擇（4+3）m支柱；6.1～7 m煤厚選擇（4.5+3.5）m支柱；7.1～8m煤厚選擇（5+4）m支柱。

3 留巷效果分析

在3302工作面回風巷道切頂沿空留巷巷道內布置礦壓監測站，工作面推進度與巷道頂底板移近量變化關系曲線如圖7，巷道兩幫移近量與工作面距離關系曲線如圖8。

圖7 巷道頂底板移近量變化圖Fig.7 Variation of roof and floor moving distance

圖8 巷道幫部移近量變化圖Fig.8 Variation of two-side moving distance

3.1 頂底板移近量分析

對圍巖變形數據進行分析，發現頂底板移近變形可分為4個階段。

1）第1階段。圍巖變形不明顯，在超前工作面0～30 m范圍，由于預裂切縫的作用，工作面開采引起的超前應力表現不明顯，頂板下沉速度較慢，對留巷效果基本無影響。

2）第2階段。在滯后工作面0～80 m范圍，圍巖變形快速增加，此階段隨工作面推進采空區懸頂距離增加，頂底板移近量增加較快，其中在滯后工作面25 m左右頂底板移近量增速明顯變大，說明頂板經歷了1次大的來壓，此后巷道頂板一直受上覆“大結構”巖層的回轉變形影響，頂底板移近速率一直保持在較高水平，該階段巷道變形量為留巷主要變形量。

3）第3階段。圍巖變形漸增，在滯后工作面80～200 m范圍，此階段巷旁矸石對上覆“大結構”巖層起到一定的支撐作用，但由于采空區和巷旁矸石尚未完全壓實，上覆“大結構”頂板巖層仍緩慢回轉下沉，頂底板移近量仍然逐漸增加，但增長速度明顯變緩，該階段移近量約占總移近量的25%。

4）第4階段。圍巖變形基本穩定，在滯后工作200 m之后，此階段采空區和巷旁矸石已基本壓實，頂板基本穩定，頂底板移近量基本不再變化。

試驗開始階段，臨時加強支護采取切頂側“單根鋼管混凝土支柱+木柱橫撐”方案；從距試驗開始位置45 m處開始，采取切頂側“1對鋼管混凝土支柱+單體液壓支柱橫撐”方案。經過比較發現，3#測站、5#測站、6#測站與2#測站相比，巷道頂底板移近量減小了200 mm左右。沿空巷道穩定后，6#測站頂底板移近量為605 mm左右，變化量為巷道起始高度的10%～12%。

3.2 兩幫移近量分析

1）在滯后工作面80 m之內移近量增加較快；滯后工作面80 m之后兩幫移近量仍逐漸增加但增速明顯變緩；滯后工作面190 m之后兩幫移近趨于穩定，說明已經達到穩定狀態。

2）在4個測站所統計的數據中，2#測站位置處采用木柱作為橫撐，兩幫最大移近達到700 mm；3#測站、4#測站位置處使用單體液壓支柱作為橫撐，兩幫移近量有所減小，兩幫最大移近為615 mm；6#測站位置處使用圓截面鋼柱作為橫撐，兩幫移近量進一步減小，巷道穩定后兩幫最大移近為520 mm。

4 結 語

1）為滿足切落的矸石堆積壓實后可以有效支撐上覆頂板巖層“大結構”，理論分析確定合理切頂高度為8 m，切頂角度不宜超過20°，合理的切頂角度為10°。

2）經過現場預裂爆破試驗，確定了合理預裂爆破參數：炮孔直徑為42 mm，采用切縫藥包爆破，采用空氣間隙軸向不耦合“3+3+2+2”裝藥結構，每孔裝藥3 kg。

3）針對6 m巷高切頂卸壓沿空留巷，可調高鋼管混凝土支柱巷內臨時加強支護可以保證沿空巷道頂板的穩定和矸石幫的穩定。

4）沿空留巷巷道在滯后工作面200m達到穩定，穩定后頂底板移近量為605 mm，變化量為巷道原高度的10%～12%；巷道兩幫板移近量為535 mm，變化量為巷道原寬度的12%～13%，穩定后的沿空巷道斷面滿足下一階段使用要求。