杜儿坪矿72909工作面切顶卸压护巷技术的应用

李卯玄，张 卓

(西山煤电集团公司 杜儿坪矿，山西 太原 030022)

杜儿坪矿位于山西省太原市万柏林区，于1956年正式建矿，现隶属于山西焦煤西山煤电(集团)有限责任公司。井田南北宽约6 km，东西长约10 km，面积为69.113 5 km2，矿井主要可采煤层为2#、3#、6#、7#、8#、9#煤，可采煤层总厚度16.37 m，煤种有贫煤、瘦煤和贫瘦煤。目前主要开采2#、3#、8#煤层。截止2017年底，矿井剩余可采储量4.68亿t，可采期限87年。

1 工作面概况

72909工作面位于南九盘区，工作面设计停采线北距南九2#煤回风巷49 m，切眼南邻杜儿坪断层保护煤柱265 m，东邻72908机轨合一巷25 m，西邻72909瓦斯治理巷25.5 m.

地面标高1 535～1 705 m，工作面标高948～1 073 m，地表中部有太宁公路、晋古公路和川道峪(季节性河流)及两条由西向东架设的高压线通过。盖山厚度515～647 m，平均586 m. 72909工作面示意图见图1.

顶底板岩性：基本顶为灰黑色粉砂岩，含有植物化石碎片，厚度3.93 m；直接顶为浅灰色粉砂岩，局部夹有0.1 m砂质泥岩，具有水平层理，厚度1.94 m；直接底为黑灰色砂质泥岩，含有植物化石碎片，厚度0.60 m；基本底为灰白色粗砂岩，以石英、长石为主，含少量暗色矿物及云母片，厚度4.67 m. 节理：顶板裂隙发育，主节理方向为北东向。

图1 72909工作面示意图

2 切顶卸压护巷概况

72909瓦斯治理巷距离72909皮带巷25.5 m，为有效减小该条巷道在72909工作面回采后的围岩压力，避免受72909工作面落山垮落、周期来压、顶板牵引影响，降低72909瓦斯治理巷受围岩压力产生二次变形，在72909皮带巷不采帮侧进行切顶卸压护巷施工，提高巷道的整体利用率。

2.1 地质条件

72909瓦斯治理巷煤层厚度较稳定，全厚1.70～3.60 m，平均3.08 m，煤层结构复杂，含有一层不稳定夹矸，厚度为0～1.70 m，平均0.05 m，岩性是黑灰色砂质泥岩，含有少量植物化石碎片，随着掘进向前延伸将逐渐变薄尖灭。设计巷道内煤层倾角1°～13°，平均6°.

2.2 永久支护方式

顶板采用d20 mm×L2 000 mm螺纹钢锚杆、d21.6 mm×L5 300 mm钢绞线锚索配合3 800 mm(五眼)W钢带，铺设d6 mm×2 400 mm×1 100 mm钢筋网、锚杆配合150 mm×150 mm×10 mm拱形高强度托板、调心球垫和减磨垫圈进行支护，顶锚杆、锚索都打注在W钢带眼里。顶锚杆采用 “3-2-3”五花布置，第一排距帮350 mm，第二排距帮1 225 mm，间排距1 750 mm×1 000 mm. 锚索采用 “3-2-3”五花布置， 第一排距帮350 mm，第二排距帮1 225 mm，间排距1 750 mm×1 000 mm.永久支护方式示意图见图2.

图2 永久支护方式示意图

两帮均采用2 000 mm×2 000 mm的菱形金属网配合d20 mm×L2 000 mm螺纹钢锚杆、300 mm×280 mm×3 mm的W铁片、150 mm×150 mm×10 mm的托板进行支护。一排3根帮锚，最上面一根帮锚距顶300 mm，最下面一根帮锚距底板900 mm，帮锚间排距900 mm×1 000 mm，顶、帮包角搭接。最底下一排帮锚距底板超过1 000 mm时，必须在最底下一排帮锚与底板中间补打一排帮锚杆并挂网。

2.3 特殊支护方式

若顶板破碎、有淋头水等，全锚支护无法满足支护要求时，在全锚支护的基础上，套工字钢棚进行锚棚联合支护,其中排距缩小为900 mm；架棚使用11#工字钢，采用梁长4 m，净口3.7 m，棚腿长度3.2 m，要求岔角0.5 m，盘五勾六，迎山有力，棚距0.9 m. 特殊支护方式示意图见图3.

图3 特殊支护方式示意图

3 顶板预裂切缝设计方案

采用双向聚能爆破预裂技术，将特定规格的炸药装在两个设定方向有聚能效应的聚能装置中，炸药起爆后，炮孔围岩在非设定方向上均匀受压，而在设定向上集中受拉，依靠岩石抗压怕拉的特性，使岩石按设定方向拉裂成型，实现被爆破体按设定方向张拉断裂成型。

该爆破技术是在对比研究多种聚能爆破和定向爆破方法的基础上发展起来的一种新型聚能爆破技术，施工工艺简单，应用时只需要在预裂线上施工炮孔，采用双向聚能装置装药，并使聚能方向对应于岩体预裂方向。爆轰产物将在两个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，使预裂炮孔沿聚能方向贯穿，形成预裂面。由于钻孔间的岩石是断裂的，爆破炸药单耗将大大下降，同时由于聚能装置对围岩的保护，钻孔周边岩体所受损伤也大大降低，实现预裂的同时又保护了巷道顶板。

3.1 切缝孔布置方案

预裂切缝深度H缝临界设计公式：

H缝=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(K-1)

式中：

ΔH1—顶板下沉量，m；

ΔH2—底鼓量，m；

K—碎胀系数，取1.3～1.5.

根据72909工作面顶板岩性，设计K为1.35，根据补打钻孔资料显示，煤厚变化不大，在不考虑底鼓及顶板下沉的情况下，取工作面最大采高为3 m时，设计切缝深度为8.5 m. 考虑到72909工作面顶板上覆岩层8.44～16.31 m为细粒砂岩，该层细粒砂岩均厚7.87 m，灰白色细砂岩，以石英长石为主，暗色矿物次之，颗粒较细，底部有0.10 m灰黑砂质泥岩，若切顶后卸压效果不明显，则应考虑将均厚7.87 m的细粒砂岩进行预裂爆破。

切缝孔布置在非采巷帮与顶板夹角处，铅垂线夹角偏向煤柱侧最大不超过10°，切缝孔间距为500 mm. 切缝孔布置方案见图4.

图4 切缝孔布置方案图

3.2 预裂爆破方案

根据方案设计进行单孔试验，确定合理的装药量和封泥长度，再进行间隔爆破，观察两相邻装药孔间空孔内裂纹情况。如两相邻装药孔间空孔裂纹未达到裂缝率要求标准，再进行一次连续爆破试验，最终确定一次爆破孔数以及爆破方式等。炮孔参数见图5.

图5 炮孔参数方案图

双向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm.聚能爆破采用三级煤矿乳化炸药，拟采用炸药规格为d35 mm×200 mm/卷，爆破孔口采用炮泥封孔。装药量方案见表1.

表1 装药量方案表

依据爆破效果，最终采用四孔连爆或五孔连爆的爆破方式，即四(五)孔装药，间隔一孔，装药量3+2+2+1. 四孔连爆爆破方式示意图见图6，五孔连爆爆破方式示意图见图7，炮孔装药量示意图见图8.

4 72909瓦斯治理巷矿压观测

72909工作面随着工作面的推进，巷道内每隔50 m设立一个测点，测点包括顶板离层仪、巷道表面位移和锚杆(索)受力监测。

根据现场各监测数据可知，当测点滞后工作面10～15 m时，巷道高度开始降低，但是变化幅度较小；当测点滞后工作面100 m范围内时，巷道高度变化趋势明显增大，即顶底板移近量增幅剧烈；当测点滞后工作面200 m以外时，巷道高度趋于稳定，此时顶底板移近量几乎不再增加。数据显示，1#—6#测点最大顶底板移近量为0.1～0.3 m，测点监测变化数据见表2.

图6 四孔连爆爆破方式示意图

图7 五孔连爆爆破方式示意图

图8 炮孔装药量示意图

通过在72909皮带巷进行切顶卸压护巷施工，和对72909瓦斯治理巷内各监测点的观测。72909瓦斯治理巷内在预裂爆破施工至50～200 m，巷道有0.1～0.3 m的顶板下沉、锚杆(索)压力增大现象，整体巷道变形量较小。

表2 测点监测变化数据表

5 结 语

72909工作面切顶卸压护巷，通过卸压72909皮带巷保护72909瓦斯治理巷，延长了巷道服务年限，减少了受采动影响而造成邻近巷道围岩变形增大的现象，降低了巷道维护治理费用。

1) 及时掌握了爆破效果。矿井通过钻孔窥视仪，在首次爆破的20个孔中发现未达到爆破效果；随后改变装药参数及方式后，窥视结果接近理想爆破状态。

2) 调整爆破指标。经过对钻孔的窥视，发现首次爆破的20个孔预裂切缝不明显、爆破位置偏出预定位置。随后，将原有“隔孔爆破”变更为“四孔连爆”方式，并将预期的“2+2+2+1”装药方式更改为“3+2+2+1”；同时实施“4+1”钻孔模式，即4孔爆破、1孔观测，爆破取得了预期效果。