切顶卸压技术在旭升煤矿的试验与应用

吴兆军

（陕西陕煤澄合矿业有限公司，陕西 渭南 714000）

近年来，沿空留巷技术在煤矿开采过程中被广泛应用[1]，与有煤柱工作面布置相比，这种工作面布置方式直接减少回采巷道施工工程量，实现无煤柱开采[2]，同时大大缓解了煤矿采掘接替紧张的局面[3]。目前，切顶卸压技术是在沿空留巷中应用比较成熟的一项技术[4]，不少学者通过理论计算、数值模拟、工程应用等手段进行了相关研究，取得了良好的效果[5]，尤其是对爆破参数的制定、留巷段矿压显现规律、补强支护等方面，积累了大量研究成果及现场经验[6]。陕西澄合百良旭升煤矿结合该矿505 综采工作面实际地质采矿条件，选取工作面停采线以里120 m 巷道进行沿空留巷切顶卸压技术试验，采用了聚能管定向爆破技术，总结了试验段巷道的矿压显现规律，试验后留巷断面达到了预期效果。

1 沿空留巷切顶卸压技术方案及试验

1.1 工作面地质概况

505 综采工作面顺槽设计长度712 m，切巷设计长度152 m。主采5#煤层，平均厚度3.5 m，煤层直接顶为中细粒砂岩，平均厚度2.9 m；中细粒砂岩上部为4#煤层，厚度1～2.2 m，平均厚度1.4 m；老顶细粒砂岩位于4#煤层上部，厚度3～9 m，平均厚度7 m。煤层直接底为砂质泥岩与泥岩互层，厚度0.6～2.8 m，平均厚度1.8 m；老底为细粒砂岩，厚度13.5～20.5 m，平均厚度16 m。

1.2 试验段补强支护方案

505 综采工作面位于百良旭升煤矿矿井二采区东翼，西临采区大巷，东临矿界保护煤柱，南北均为未开拓区域。试验地点为505 工作面轨道巷，巷道断面规格：净宽×净高=4 m×3.5 m，采用锚网索支护形式，巷道顶板打设6 根锚杆，帮部打设5 根锚杆，锚杆采用φ22 mm×2 400 mm 左旋无纵筋锚杆。另外顶板打设φ18.9 mm×8 300 mm 锚索进行补强支护，锚索呈三花布置。试验段采取二次锚杆（索）补强加固方案，即采用锚杆对煤柱侧帮、锚索对煤墙帮顶板补强加固。锚杆采用φ22 mm×2 400 mm 左旋无纵筋锚杆，间排距1 400 mm×1400mm，锚杆打设在原帮部每两排锚杆之间呈五花布置，共补打锚杆145 根。锚索采用φ21.8 mm×8 300 mm 1860 钢绞线，距帮部0.6 m 处施工一排，间距0.8 m，共补打锚索127根。巷道补强加固断面如图1 所示。

图1 巷道补强支护断面

1.3 试验巷道切顶卸压方案

（1）顶板预裂爆破孔设计

采取深孔双向聚能爆破技术对顶板进行切顶卸压，在试验段巷道超前工作面50 m 施工爆破孔。结合505 综采工作面顶板岩层赋存状况，爆破孔设计孔深6.5～7.2 m，直径50 mm，布置在距回采帮250 mm 处，孔间距800 mm，沿顶板倾向工作面采空区20°打设，该段巷道共计施工爆破孔150 个。

（2）爆破参数

炸药选用煤矿用乳化炸药，炸药规格：φ32 mm×200 mm； 每个爆破孔安装9 节炸药，装药长度1.8 m。雷管选用煤矿用毫秒延期电雷管，每个爆破孔使用两发电雷管。雷管连线方式为孔外串联及孔内并联；每5 个爆破孔为一组，一次起爆一组爆破孔。聚能管采用φ40 mm×4 000 mm 聚乙烯PVC 管，为实现定向爆破效果，每根聚能管需对称切割出8 mm 宽度的对缝。

（3）分段试验方案

为确定科学合理的爆破参数，将505 综采工作面轨道巷120 m 巷道分3 段进行试验，针对爆破孔深、装药方式制定不同爆破参数，从而确定最优的爆破方案，分段参数如表1 所示。

表1 留巷段分段爆破参数

1.4 留巷段支护方案

（1）留巷段采用液压单体柱配合π 型钢打设抬棚进行超前加固，π 型钢长2.4 m，抬棚棚距0.8 m，排距0.6 m。

（2）切顶侧帮部采用密集液压单体柱配合工字钢进行支护，采用双层网（里层双抗网、外层钢筋网）护帮。工作面推过切顶段60 m 后，使用工字钢替换切顶侧帮部液压单体柱，不再进行回收。

1.5 矿压监测方案

（1）巷道表面位移观测：采用十字布点法进行巷道表面位移观测，每间隔6 m 设置一组测站，每天量取顶底板、两帮相对移近量。

（2）顶板离层观测：安装KJ216 顶板离层仪对顶板离层量进行观测，每间隔12 m 安设一组。

（3）锚杆（索）受力观测: 使用锚杆（索）测力计对锚索、锚杆受力状态进行观测，每间隔12 m安设一组。

2 切顶卸压沿空留巷效果

2.1 顶底板相对移近量

沿空留巷围岩应力随工作面推进不断变化，留巷段顶底板变形分前期活动期、活动过渡期及后期活动期三个阶段，选取1 号测点变形量曲线图为代表，如图2 所示。

图2 1 号测点变形量曲线

（1）顶板活动前期：该阶段试验段巷道受采场超前支承压力影响。工作面距测点大于45 m 时，巷道顶底板时，巷道顶底板无明显变形，相对移近量较小；工作面距测点45～30 m 时，超前支承应力影响开始显现，但顶板下沉量、测点底鼓量整体变化不大；工作面距测点30～15 m 时，变形量增大；工作面距测点小于15 m 时，顶板下沉量、下沉速率及底鼓量、底鼓速率显著增大，如表2、表3 所示。

表2 顶板下沉量观测数据分析

表3 底鼓量观测数据分析

（2）顶板活动过渡期：该阶段留巷段受工作面倾向支撑压力影响。当工作面推过测点期间，测点后方顶板失去支架支撑，采空区直接顶出现垮落。因垮落后的岩石无法充填满采空区，造成老顶及其上覆岩层通过层间联系直接作用在留巷段，巷道处于应力集中区域，顶底板出现剧烈变形[3]。

（3）顶板活动后期：该阶段留巷段受后方采空区支承压力影响。当工作面推过测点10 m 后，随着老顶及关键层的垮落、弯曲变形，冒落的矸石形成稳定的承载结构[4]，留巷段围岩应力环境改善，顶底板受后方采空区支承压力影响逐渐变小。当工作面推过测点30 m 后，顶底板趋于稳定，基本无变化。

2.2 两帮移近量

通过对留巷段两帮移近量分析，总体变形情况与顶底板岩层变形类似。当工作面距测点大于45 m 时，巷道两帮无明显变形；随工作面不断推进，两帮变形量逐渐增大；当工作面推至测点时，矿压显现明显，支架向巷道内内移明显，两帮急剧变形，巷道宽度较回采前宽度减小130 mm，最大变形量为420 mm。当工作面推过测点50 m 后，两帮变形趋于稳定，如表4 所示。

表4 两帮移近量观测数据分析

2.3 顶板离层量

通过对留巷段KJ216 顶板离层仪数据进行观测分析，顶板浅部、深部离层量与巷道顶板下沉量基本一致，变化规律随工作面的不断推进而变化，如图3 所示。

2.4 锚杆（索）受力状态

（1）锚杆受力状态分析

随工作面的不断推进，1 号测点处巷道帮部锚杆的受力持续增加，当增大至28 MPa（151.6 kN）时，受切顶卸压的影响，围岩应力重新分布，锚杆受力开始下降且逐渐趋于稳定，如图4 所示。

（2）锚索受力状态分析

与锚杆受力状态相似，随工作面的不断推进，锚索受力不断增加；顶板切顶卸压前，锚索受力达到峰值26 MPa（146.2 kN）；切顶卸压后，顶板岩层切断与老空区上方岩层的层间联系，锚索受力突降为0，后受残余支承应力影响，锚索受力慢慢增加变为2 MPa 且趋于稳定，如图5 所示。

图5 1 号测点锚索受力曲线

3 存在问题及建议

1）工作面回采过程中，受排尾架位置影响，支架后窜矸现象严重，挡矸效果较差；同时切顶帮侧液压单体柱仅能靠支架顶梁打设，随工作面的回采，留巷段宽度2.3～2.7 m，远低于预期留巷宽度。另外，受工作面坡度较大影响，切顶帮受顶板压力及侧向老空区矸石垮落影响，单体柱中间帮部多发生明显内鼓。针对该问题，及时拉移排尾架，并垛煤袋闭帮，同时在切顶侧顶梁打设单体柱的基础上，使用横托梁对顶梁进一步加固，另外，对帮部单体柱采取小径木配合双层网闭帮，进一步减少帮部内鼓现象。

2）按照切顶卸压支护设计要求，工作面推过留巷段后，使用工字钢替换原液压单体柱。由于巷道受压变形严重，巷高不一，需现场量取后加工不同长度的工字钢，且现场替换困难，通过后期观测，替换后的工字钢均发生不同程度的弯曲变形。针对该问题，一方面是采用打设双抬棚提高支护强度，另一方面在巷道出现剧烈变形前提前更换工字钢立柱。

3）通过进行矿压观测工作发现，当工作面距留巷段15 m 时，巷道顶板出现明显裂缝，裂缝长约12 m，宽约30 mm，需加强支护。针对该问题，一是需提高留巷段补强支护强度，尤其是需加密顶板锚索补强支护强度； 二是需进一步提高超前抬棚加固强度。

4 结语

百良旭升煤矿在505 综采工作面轨道巷进行了沿空留巷切顶卸压技术试验，留巷段采用深孔双向聚能爆破技术，顺利实现回采侧顶板的自动切落。通过对矿压观测数据进行对比分析得出：切顶后，巷道表面位移、顶板离层量及锚杆（索）受力逐渐减小并趋于稳定，有效地消除了留巷区域的应力集中。此次沿空留巷成巷工程量120 m，切顶后留巷断面：净宽×净高=2.5 m×2.4 m，基本达到预期效果。