塔山2#层工作面无煤柱开采技术应用

尉永邦

（大同煤矿集团雁崖煤业有限公司 山西大同037003）

0 引言

我国煤矿大多数采用留设煤柱的方式维护采区巷道，煤炭回收率低、采掘比高、大量的煤炭资源浪费，煤柱损失量一般能占到全矿煤炭损总量的40%左右。此外，护巷煤柱在工作面回采后会形成较高的应力集中，极易引发冲击地压、煤与瓦斯突出等动力灾害，有时甚至还会诱发采空区煤炭自燃发火等现象。

因此，采用并推广沿空留巷无煤柱开采技术将是煤炭资源可持续发展的重要方向，在提高煤炭回收率的同时，也是解决煤矿重大灾害事故的有效手段[1]。在塔山2#层8305、8306无煤柱工作面采掘过程中，针对煤矿井下复杂的地质力学条件，利用聚能管爆破切顶，在回采巷道沿将要成为空采区侧进行切顶，待工作面回采后再矿山压力作用下，顶板沿预裂切缝的方向自动切落，即隔离了采空区又保持该巷道的完整性，作为下一工作面的运输通道，实现切顶卸压护巷的目的。

1 工程条件

8305工作面位于三盘区东翼东北部。东北邻近盘区边界，东南邻近8306工作面，西南以三盘区大巷为界。盖山厚度在462 m～518 m，平均490 m。煤层结构简单。2#层利用厚度为1.60 m～4.18 m，平均3.02 m。煤层中含1～3层夹矸，平均2层，夹矸厚度在0.10 m～1.18 m之间变化，平均厚度为0.28 m，岩性为：煌斑岩、炭质泥岩、高岭岩。老顶主要成分以石英为主，长石次之，硅质胶结，岩性完整，致密、坚硬、厚层状。直接顶近均一结构，含植物化石，裂隙发育，呈不规则状，有方解石充填。直接底灰褐色高岭岩、灰黄色煌斑岩，致密、块状、坚硬、弱玻璃光泽。

2 聚能管爆破切顶留巷

工作面采用以“切顶卸压+ϕ21.8 mm普通锚索”为主体的设计，通过预裂切缝爆破，在局部范围切断工作面顶板应力传递，减弱巷道顶板压力，且预裂爆破能够很好地保护巷道顶板完整性。利用恒阻大变形锚索进行补强加固，控制顶板下沉，使所留巷道围岩能够最大限度地发挥自身承载作用，减少巷道变形，保证留巷效果[2]。工作面推进过程中，所留巷道会受到动压影响，需要对所架后临时支护区采取单体液压支柱临时支护措施。

2.1 顶板预裂切缝分区

（1）预裂切缝设计

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，从而实现被爆破体按设定方向张拉断裂成型[3]。

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，可以达到实现预裂的同时又可以保护巷道顶板。

预裂切缝深度（H缝）临界设计公式如下：

式中：ΔH1：顶板下沉量，m；

ΔH2：底臌量，m；

K：碎胀系数，1.3～1.5。

根据顶板钻孔可知，巷道直接顶为泥岩，碎胀系数为1.32，老顶为细砂岩，碎胀系数为1.47，本设计中K取二者平均值为1.41。根据矿井资料显示，煤厚变化不大，在不考虑底臌及顶板下沉的情况下，取工作面采高为3.4 m，初步设计切缝深度为7.5 m。

此外，为减小切落顶板垮落时对留巷顶板的摩擦力作用，且使得切缝顶板更容易垮落，设计切缝孔应与铅垂线成一定夹角。以7.5 m垂直切缝深度为基础，根据不同区域顶板岩性及巷道支护形式为基础，进行预裂切缝分区。

2.2 切顶预裂爆破

切顶预裂爆破在相应的切缝分区内进行相应的试验段，首先进行单孔试验，确定合理的装药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。炮孔参数实验方案见图1。

图1炮孔参数试验方案

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，采用炸药规格为直径ϕ32×200 mm/卷，电雷管采用同一段煤矿许用毫秒延期电雷管，爆破孔口采用炮泥封孔。爆破实验方案如表1所示。具体装药参数需通过现场试验确定，切顶爆破试验报告中附入分区切顶爆破参数最终方案并进行审批，爆破实验方案如表1所示。

表1爆破试验方案（11m孔深）

2.3 巷道顶板支护

前期采用恒阻锚索支护，设计如下。

（1）恒阻锚索长度设计

为了保证切顶过程和周期来压期间巷道的稳定性，在对巷道顶板进行预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强加固[4]。其中，恒阻锚索长度计算可根据经验公式计算：

式中：L恒：恒阻锚索长度，m；

H缝：切缝深度，m。

即恒阻锚索长度通常比切缝高度长1.5 m～2.5 m，本节中计算基本切缝深度为7.5 m，故本设计中恒阻锚索长度取9.0 m。

（2）恒阻锚索间排距设计

基于切顶短壁梁理论和力学模型，可对切缝面最大剪应力进行计算，即锚索极限承载力Pn：

式中P0为恒阻大变形锚索恒阻值，取切缝侧恒阻锚索间距为1.5 m时，该顶板截面模量W、顶板岩块转动惯量J代入计算后，恒阻锚索承载力符合Pn需求。

经现场实际监测，恒阻锚索变形量较小，锚固力大于锚索延伸所受力，利用锚索受力可延伸4%特性，除锚固段外锚索可延伸280 mm，故采用21.8 mm普通锚索代替恒阻锚索，既降低支护成本，又降低人工成本。

2.4 巷道临时支护设计

工作面推进过程中，不同位置巷道受采动影响不同。工作面超前段会受到超前压力的影响。工作面开采后，顶板开采垮落，且从垮落到稳定需要一定的时间，因此距工作面较近的架后区域不仅需要进行顶板支护，还需进行挡矸支护。随着工作面继续推进，当巷道距工作面较远时，顶板运动基本会趋于稳定，此时可将架后临时支护的设备撤掉，只进行挡矸支护即可。根据以往现场监测数据，将工作面附近划分为三个区：超前支护区（工作面前方40 m），架后临时支护区（架后0 m～200 m）和成巷稳定区（架后200 m之后），不同分区根据需要采取不同的支护措施。成巷稳定区判定根据矿压监测设备数据中单体液压支柱活柱缩量、工作阻力及恒阻锚索下缩量为主要指标，以巷道变形情况、锚索受力及采空区压实情况等为辅助指标，且上述指标均稳定至少2个周期来压步距方可判定为成巷稳定区，最终根据现场实际矿压监测情况确定成巷稳定区位置。

2.5 挡矸支护设计

（1）架后临时支护区挡矸支护设计

架后临时支护区挡矸支护设计采用“单体液压支柱+U29型钢+钢筋网”的联合支护形式。在液压支架切顶线后0 m～200 m范围内，采用单体液压支柱+U29型钢进行挡矸支护，其中挡矸侧单体支柱排距、U29型钢的间距均为500 mm，单体支柱排距与U29型钢的间距250 mm。

（2）成巷稳定区挡矸支护设计

此段巷道受采动影响很小，顶板下沉量及单体支柱的压力变化很小，可认为该区域已趋于稳定状态，可将临时支护单体液压支柱撤掉，只保留U29型钢进行挡矸支护。

3 结论

切顶卸压自动成巷，阻断顶板应力传递，有效减小矿山压力显现，避免留巷巷道受采空区顶板应力传递造成巷道变形较大问题，工作面周期来压强度明显减弱。减少巷道掘进进尺，缓解了采掘衔接紧张局面，降低了采掘比。减少煤柱损失，提高回收率，延长矿井服务年限。在运用无煤柱开采技术的过程中，聚能管技术是其核心，并且与切顶卸压无煤柱技术相结合来完成无煤柱开采，同时也可以极大减少成本投入，提高企业的经济效益。