切顶卸压沿空留巷技术研究及应用

王维维，李凤义，兰永伟

(黑龙江科技大学安全工程学院，哈尔滨150022)

切顶卸压沿空留巷技术研究及应用

王维维，李凤义，兰永伟

(黑龙江科技大学安全工程学院，哈尔滨150022)

针对留设区段煤柱护巷引起的资源浪费、煤柱集中应力、采空区发火等问题，结合东荣三矿东八里部-500水平8#煤层地质情况，进行切顶卸压沿空留巷无煤柱护巷技术研究。常规沿空留巷护巷时，护巷体(矸石墙、充填、木剁)常受采空区顶板的悬臂压力影响，导致巷道变形严重甚至顶板破坏。该研究在深孔爆破技术基础上，采用理论研究、切顶参数设计等方法，在工作面超前进行沿空巷道顶板的预先深孔爆破，实现人工切顶，降低了护巷体所承受的顶板压力，形成切顶卸压沿空留巷技术。该技术解决了东荣三矿生产接续紧张、沿空巷道顶板控制难题，提高了矿井资源回收率，对沿空留巷技术应用有着参考借鉴意义。

沿空留巷;切顶卸压;深孔爆破;巷旁支护

收稿日期: 2013-12-05
第一作者简介:王维维( 1981-)，男，黑龙江省阿城人，讲师，硕士，研究方向:矿山压力控制、充填开采技术，E-mail: wwsls@126．com。

在矿井开采深度逐年增加、原岩应力升高、采空区自燃发火日趋严重的形势下，留设区段煤柱护巷已成为矿井安全生产的重要隐患之一。因此，无煤柱沿空留巷技术[1]作为消除煤柱引起的不利影响、提高矿井资源回收率、实现多种通风方式等有利手段，已被研究者们所关注，成为矿井安全、高效开采的主要研究课题之一。笔者对切顶卸压沿空留巷技术进行研究，并在实际工程中应用。

1 工程概况

东荣三矿东八里部-500水平8#煤层见图1。该煤层平均厚度3 m，平均倾角12°，与下部10#煤层平均间距30 m。8#煤层直接顶为1. 5 m厚炭质页岩，基本顶为白色粉砂岩，厚度20 m。右翼采区，阶段内回采顺序为上行式，即先开采低水平工作面，后开采高水平工作面。原设计留设20 m区段煤柱护巷，在右一、右二工作面回采期间，回采巷道变形严重，因此，在回采工作面上顺槽进行沿空留巷，作为上一个工作面的下顺槽。

图1 8#煤层柱状图Fig．1 8#coal column

2切顶卸压沿空留巷技术

切顶卸压沿空留巷是基于顶板结构岩层控制的沿空留巷新技术。它利用深孔松动爆破，改变顶板岩层力学结构，从而降低沿空巷道顶板所受上覆岩层产生的重力。切顶卸压沿空留巷，由工作面的不断推进、切顶爆破、巷道支护而逐步实现和完成。切顶卸压沿空留巷技术主要包括三项内容:第一，对沿空巷道顶板进行加强支护，分为超前工作面的基本支护和切顶爆破后的加固支护;第二，工作面开采前，对沿空留巷顶板进行深孔欲裂爆破定向切缝，切断预留巷道顶板与采空区顶板在爆破切缝深度内的联系;第三，当工作面回采推进后，预裂爆破后的巷道进入采空区。老顶来压时，顶板沿切缝产生断裂，采空区侧顶板冒落，预留巷道顶板在支护下保持稳定，作为上一个工作面的下顺槽使用。

2. 1 切顶卸压

2. 1. 1 切顶原理

切顶卸压技术[2]是利用双向聚能爆破药管对预留巷道的顶板进行定向预裂爆破[3]，以切断预留巷道顶板与采空区顶板在爆破切缝深度内的联系，使预留巷道顶板的悬臂梁明显缩短，降低顶板在预留巷道顶板产生的扭矩，减少预留巷道受采空区来压时产生的不利影响。双向聚能爆破药管是根据长钻孔爆破施工需要，解决深孔爆破装药难题而专门设计研发的爆破装药装置[4]，即聚能管。聚能管由具有一定强度、阻燃性，成本低廉的管材经过特制加工而成，其结构如图2所示。

图2 双向聚能药管示意Fig．2 Bidirectional energy cavity tube diagram

利用双向聚能装药爆破装置，可产生爆破能量沿聚能槽方向瞬间集中，实现沿聚能槽布置方向的顶板切缝，减少对其他方向顶板的破坏，保证切缝爆破下的顶板完整性。

2. 1. 2 爆破参数

切顶卸压爆破参数主要包括炮眼深度、炮眼直径、炮眼间距、聚能药管直径、装药量、封孔长度等。结合矿井工作面实际情况，切顶爆破相关参数选择如下:

( 1)爆破孔直径的选择主要根据不同岩性的装药不耦合系数而定，因工作面基本顶为粉砂岩，爆破孔径可选择40 mm，但由于矿井实际钻具钻孔直径为32、42、75 mm，所以选择42 mm爆破孔径，计算可得爆破管的合理直径为40 mm，每根聚能管长度为1. 2 m。

( 2)常用矿用乳化炸药直径为25、38、50 mm，根据选择的爆破装药管直径，考虑到装药及爆破装药不耦合性，实际选择38 mm乳化炸药，药卷长度50 mm，每节装药管装2卷炸药，以避免发生殉爆。

( 3)为了安全采煤，炸药引爆采用导爆索，起爆导爆索采用瞬发电雷管，可保证不发生殉爆事故。

( 4)常规爆破封孔方式为黄泥封孔，因深孔爆破装药量较大，为避免出现打筒造成能量损失，封孔选择水泥-水玻璃双液浆快速封孔技术。

( 5)顶板钻孔间距及深度是切顶卸压沿空留巷技术的关键参数。通过切顶爆破来实现留巷顶板与采空区顶板的分离，最大限度地减小采空区老顶来压时产生的矿压影响，以及切顶深度内的顶板自然垮落后完全充填采空区。根据8#煤层顶板岩层性质，碎涨系数约为1．6，钻孔间距设计按1或2 m，钻孔长度设计按4或6 m，即共四种方案，通过现场切缝效果进行方案对比选择。

2. 2 支护方式

沿空留巷技术所保留的巷道要经历两个工作面回采的采动影响[5-8]，矿压显现十分剧烈，根据东荣三矿8#煤层其他工作面矿压显现规律分析，矿压显现十分明显。因此，在原有巷道支护基础上，继续进行加强支护及随工作面支撑压力而移动的临时加强支护，以保证沿空巷道顶板的稳定。

2. 2. 1 巷内加强支护

巷道原有支护为锚杆+钢带联合支护，考虑到切顶爆破对顶板及上帮煤体的震动破坏作用，需在爆破施工前后对顶板及上帮进行加强支护，具体支护方案为:爆破前，在顶板及上帮施工注浆锚杆，顶板施工6 m锚索，使其悬掉在顶板深部稳定岩层中;爆破施工后，对注浆锚杆进行注浆，在采空区侧沿切顶线打设液压单体支柱加强支护，在采空区侧挂金属网挡矸，施工参数见图3、4。

图3 切顶卸压支护布置平面Fig．3 Schematic diagram of roof cutting pressure relief support layout

注浆锚杆长度2 m，为中空式普通注浆锚杆，注浆材料选择水泥-水玻璃双液浆。注浆压力、注浆时间等参数选择结合实际顶板及上帮煤体裂隙发育情况而定。

图4 切顶爆破前后支护Fig．4 Roof cutting blasting and supporting diagram

2. 2．2移动临时加强支护

由于沿空巷道要经历两次工作面回采采动影响，而采动影响是随着工作面的推进而不断移动的，所以应以可移动的主动加强支护来抵消采动影响期间的压力。设计提出对工作面超前30 m，工作面及采空区滞后70 m共100 m范围内进行移动临时加强支护，加强支护以单体液压支护为主，采空区侧以双柱形式，上帮及巷中以单柱形式，每排四柱，具体布置参数见图5。

图5 移动临时加强支护Fig．5 Schematic diagram of temporary support

3 应用效果

在东荣三矿东八里部-500水平8#煤层右三综采工作面进行切顶卸压沿空留巷施工后，通过爆破孔参数调整，最终确定采用6 m深爆破孔，间距2 m。井下爆破施工过程如图6所示。由图6可以看到，切顶效果好，成缝率高，采空区在工作面后约5 m开始垮落，垮落矸石高度5 m左右，可全部充填采空区。

图6 井下爆破施工过程Fig．6 Process of blasting construction

4结论

切顶卸压沿空留巷技术在东荣三矿东八里部-500水平8#煤层右三综采工作面成功实施。通过爆破参数优化，确定了间距2 m，深度6 m的合理切顶卸压孔参数;根据8#煤层其他工作面矿压显现规律及顶板岩层分布，确定了以液压单体支柱+注浆锚杆+锚索的综合巷道加强支护方式;根据8#煤层工作面矿压规律，确定了采用移动式加强支护，支护工作面前后100 m范围。

在进行巷旁充填支护、加强支护、矸石墙、粉煤灰袋等支护形式下的沿空留巷时，均可采用切顶卸压技术，对巷道顶板进行卸压爆破，可以减轻顶板对护巷体的破坏作用。

[1]毕德纯，王子君．煤矿开采技术[M]．徐州:中国矿业大学出版社，2008．

[2] 宋彦波．顶板预裂法留巷技术[J]．矿山压力与顶板管理，1997( Z1) : 159-160．

[3] 胡 刚，王晓波，王维维．低透气性煤层长钻孔爆破增透技术[J]．黑龙江科技学院学报，2013，23( 2) : 159-162．

[4] 李凤仪，孙登林，孙运森，等．一种长钻孔爆破装药装置:中国，CN201662371U[P]．2010-12-01．

[5] 张国华．主动支护下沿空留巷顶板破碎原因分析[J]．煤炭学报，2005，30( 4) : 429-432．

[6] 石建军，马念杰，白忠胜．沿空留巷顶板断裂位置分析及支护技术[J]．煤炭科学技术，2013，41( 7) : 35-37，42．

[7] 孙成坤，傅 贵．沿空留巷复合底板底臌技术原因与防治对策[J]．黑龙江科技学院学报，2011，21( 6) : 436-439．

[8] 秦 涛，冯俊杰，马远平，等．急倾斜煤层沿空留巷的巷旁充填技术[J]．黑龙江科技学院学报，2013，23( 4) : 319-323．

(编辑 徐 岩)

Study on and application of pressure relief by roof cutting on gob-entry retaining

WANG Weiwei，LI Fengyi，LAN Yongwei

( School of Safety Engineering，Heilongjiang University of Science&Technology，Harbin 150022，China)

Aimed at eliminating the problems，such as resource waste，coal pillar stress concentration，and goaf ignition，due to the segment pillar-protected roadway，this paper is a study of the non-pillar mining technology marked by pressure relief due to roof cutting in the roadway along gob，as is required by the geological conditions of Dongrong No．3 colliery east eighth unit-500 level 8#coal seam．The application of conventional way for retaining gob-entry tends to leave the roadway support ( gangue wall，filling and wood chopping) vulnerable to cantilever pressure of the gob roof，causing the serious deformation of the roadway and the consequent damage to the roof．Based on deep hole blasting technology and combined with theoretical research and cutting parameter design，the study consists of performing the deep hole blasting ahead of time against the roof of gob-entry roadway in the working face and achieving the artificial roof cutting，thus reducing the roof pressure acting on roadway-protecting structure and culminating in a so-called pressure relief by roof cutting，defined as one of gob-entry retaining technologies．The method，with the proven ability of eliminating the problems，such as continuously intense production and poor control of roof of gob-entry roadway，and of improving the resource recovery rate，as in Dongrong No．3 colliery may serve as a reference to application of the gob-entry retaining technology．

gob-entry retaining; pressure relief by roof cutting; deep hole blasting;roadside support

10. 3969/j．issn．2095-7262. 2014. 01. 005

TD353

2095-7262( 2014) 01-0020-04

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