综采工作面切顶卸压成巷试验研究

沈玉旭 孟敬亭 郭帅

【摘 要】 为解决某矿工作面回采巷道变形严重、巷道不稳定的难题，文章中采用无煤柱沿空留巷的技术，对31201工作面巷道顶板进行深孔预裂爆破切顶，确定爆破的炮孔间距、炮孔倾角、炮孔长度、装药结构等主要参数，并用恒阻大变形锚索加强支护，确保巷道稳定。试验结果表明：31201工作面巷道切顶卸压后，顶板最大离层45mm，恒阻大变形锚索最大拉力257kN，多回收煤炭2.5万吨，资源回采率提高了3%，保证了巷道稳定性，同时提高了经济效益。本文的研究成果给类似的工程问题提供了借鉴。

【关键词】 切顶卸压;沿空留巷;无煤柱;爆破切顶

【中图分类号】 TD45 【文献标识码】 A 【文章编号】 2096-4102（2021）01-0003-03

随着煤炭资源的进一步开发，资源量越来越少。综采工作面之间一般留设20～30m的保护煤柱，造成了资源的大量浪费，而且遗留煤柱造成下部煤层开采时应力集中、巷道变形严重等问题。小煤柱沿空掘巷解决了一部分上述问题，而无煤柱沿空留巷能彻底解决遗留煤柱的问题。国内外学者在沿空留巷方面做了大量研究，传统的无煤柱沿空留巷技术是在巷道采空区侧充填，保留住原有巷道作为下区段巷道使用，但是传统工艺比较复杂，而且施工速度慢，成巷后巷道变形量大，后期维护困难，何满潮院士提出了切顶卸压沿空留巷技术，经过大量的理论和现场研究解决了快速成巷、巷道稳定等难题。某矿31201工作面采用爆破切顶的方法沿空留巷，解决了上述问题，取得了很好的经济效益。

1工作面概况

31201工作面回采3-1煤，倾向长度为311.4m，走向长度为1865m;煤层厚度2.5～3.8m，平均3m。煤层倾角1～3°，整体呈现正坡回采。工作面基岩厚度55.5～130m，埋深109.2～132.2m，与2-2煤层间距34.5～39m。

工作面上覆基岩厚度85～123m，松散层厚度3.7～50.5m。煤层直接顶为中粒砂岩、砂质泥岩，厚度6.1m;老顶为泥岩、细粒砂岩、砂质泥岩，厚度约18.4m;直接底为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩，厚度约5.1m。煤层顶底板柱状图见图1。

2预裂爆破参数

超前工作面100m进行预裂爆破，使顶板形成贯通裂缝，确保工作面推进后顶板能够及时垮落，并充满采空区。预裂爆破的主要参数有：炮孔间距、炮孔倾角、炮孔长度、装药结构等。

2.1炮孔间距

此次爆破的目的是使相邻炮孔形成贯通裂缝，主要利用的是爆破后产生的裂隙区，根据爆破Mises准则计算裂隙区半径，结合以往爆破经验以及试爆的效果，最终确定炮孔间距600mm。

2.2炮孔倾角

切顶的角度将对采空区顶板的垮落以及巷道围岩的稳定性有一定的影响。巷道切顶工作面推进后，采空区上方岩体和巷道上方岩体发生断裂，切顶的角度不同，采空区悬顶范围不同，顶板的垮落程度也不同，超前应力大小区域也不同，通过比较类似工程条件下巷道，最佳切缝角度10°。

2.3炮孔长度

炮孔的长度以切顶后采空区垮落岩石充满采空区，保证上覆岩层不悬空，炮孔的垂直距离可以根据公式（1）计算得到：

H垂=H煤/（K-1）（1）

式中：H垂为炮孔切顶的垂直高度，m;H煤为煤层的垂直厚度，m，取3m;K为岩石的冒落碎胀系数（1.3～1.5），取1.4。

经计算H垂为7.5m，即炮孔的垂直高度为7.5m，最终炮孔长度定为8m。炮孔倾角10°，由于傾角较小基本可以忽略倾角对炮孔长度的影响。

2.4装药结构及药量

本次爆破炮孔直径48mm，聚能管内径36.5mm，药卷直径35mm，每根药卷长200mm，装药结构如图2所示。

爆破的目的是为了形成贯通裂缝，因此药量不能太大，聚能管的作用就是把爆炸后的能量尽可能多的向炮孔连线方向聚集，聚能管每根1.5m。装药采用间隔装药：第一级装4根药卷，第二级装3根药卷，第三级装1根药卷，每级药卷之间间隔不小于1m，每级安装一个起爆雷管，串联连接，正向起爆，封孔长度不小于2m。根据《爆破安全规程》中的萨道夫斯基公式计算一次最多起爆8个炮孔。

3巷道支护

工作面向前推进后，为了保证巷道稳定，巷道采空区侧和顶板需要二次支护。

3.1采空区侧支护

为了防止工作面推进后采空区垮落的岩石进入巷道，因此需要在工作面液压支架后方30m范围内对采空区侧进行支护，具体的支护形式采用“单体液压支柱+立杆+钢筋金属网”进行支护，采空区侧支护见图3。

单体液压支柱距巷帮300mm，间距1200mm，立杆上端插入切缝炮孔，下端卧底200mm，立杆间距1200mm，钢筋金属网与立杆捆扎在一起，金属网采用尺寸2300mm×800mm，规格50mm×50mm，钢筋网之间重叠100mm，采空区侧金属网要与原巷道顶板支护金属网搭接，搭接不少于100mm;液压支架后方30m-100m范围内采用单体液压支柱支护，间距1000mm，单体支柱保持一条直线。当巷道稳定后，撤除单体液压支柱，并对采空区侧进行喷浆处理，防止漏风、有毒有害气体漏出等问题。

3.2顶板加强支护

为了防止切顶以及顶板来压时顶板下沉，必须在预裂爆破切顶前对顶板进行加强支护，采用恒阻大变形锚索加固巷道。恒阻大变形锚索直径21.8mm，长度9000mm，恒阻值33t±2t，预紧力为28t，排距2000mm，恒阻器直径65+3mm，恒阻器长度500mm，相邻恒阻锚索间采用W型钢带连接，巷道支护形式见图4。

4现场观测

为了检验试验效果，对沿空留巷的巷道进行巷道表面位移监测、顶板离层监测、锚索受力和变形量监测。监测结果显示：两帮最大移近量60mm，顶底板移近量最大105mm，顶板最大离层45mm，恒阻大变性锚索最大拉力257kN。两帮及顶底板移近量曲线见图5。

31201工作面无煤柱开采与相邻工作面15m煤柱相比，多回收煤炭2.5万吨，资源回采率提高了3%，保证了巷道稳定性，同时提高了经济效益。

5结论

通过对31201工作面地质条件的分析，确定预裂爆破切顶的各种参数，最终确定炮孔间距600mm，炮孔倾角10°，炮孔长度8m，爆破效果良好。

预裂爆破切顶前进行恒阻大变形锚索加固支护，工作面推进后对支架后方30m范围采空区侧二次支护，现场监测表明留巷稳定，巷道变形量可控。

31201工作面沿空留巷后多回收了2.5万吨煤炭，资源回采率提高了3%，增加了经济效益。

【参考文献】

[1]钱鸣高，石平五，许家林，等.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010：194-202.

[2]韩昌良.沿空留巷围岩应力优化与结构稳定控制[D].徐州：中国矿业大学，2013：53-66.

[3]李胜，李军文，范超军，等.综放沿空留巷顶板下沉规律与控制[J].煤炭学报，2015，40（9）：1989-1994.

[4]何满潮，张国锋.白皎矿保护层沿空切顶成巷无煤柱开采技术研究[J].采矿与安全工程学报，2011，28（4）：511-513.

[5]张农，韩昌良，阚甲广，等.沿空留巷围岩控制理论与实践[J].煤炭学报，2014，39（8）：1635-1641.

[6]何满潮，陈上元，郭志飚，等.切顶卸压沿空留巷围岩结构控制及其工程应用[J].中国矿业大学学报，2017，46（5）：959-969.

[7]宋立兵.神东矿区切顶卸压成巷技术研究[J].煤炭科学技术，2016，44（8）：80-85.

[8]何满潮，高玉兵，杨军，等.无煤柱自成巷聚能切缝技术及其对围岩应力演化的影响研究[J].岩石力学与工程学报，2017，36（6）：1314-1325.

[9]高玉兵，郭志飚，杨军，等.沿空切顶巷道围岩结构稳态分析及恒压让位协调控制[J].煤炭学报，2017，42（7）：1672-1681.

[10]郭志飚，王将，曹天培，等.薄煤层切顶卸压自動成巷关键参数研究[J].中国矿业大学学报，2016，45（5）：879-885.

[11]谭云亮，于凤海，宁建国，等.沿空巷旁支护适应性原理与支护方法[J].煤炭学报，2016，41（2）：376-382.

[12]杨汉宏，薛二龙.浅埋深条件下切顶卸压留巷技术研究[J].煤炭工程，2017，49（1）：31-33，37.