综放工作面沿空留巷切顶卸压护巷技术研究

常晋雷，宋瑞军，刘 洋，罗厚林

(1.山西煤炭进出口集团有限公司 经纺庄子河煤矿，山西 长治 047100；2陕西开拓建筑科技有限公司，陕西 西安 710054)

煤炭作为一种不可再生资源，随着煤矿的不断开采，煤炭资源越来越少，而传统的留设保护煤柱造成的煤炭回收率低、资源浪费的问题日益突出[1]；沿空留巷切顶卸压作为一种无煤柱开采技术，不仅可以提高煤炭资源采出率、延长矿井服务年限、减少巷道掘进量、缓解采掘接替紧张状况，是我国煤炭安全高效开采的关键技术之一[2-3]，沿空留巷切顶卸压的技术关键为提前对顶板进行预裂切缝，目前，应用较为广泛的技术主要有预裂爆破和水力压裂技术[4-6]。何满潮等[7]在大量室内试验和生产实践的基础上，提出了以“切顶短臂梁”为基础的切顶沿空成巷新方法，在薄煤层、中厚煤层﹑厚煤层以及破碎顶板、坚硬顶板和复合顶板等不同顶板条件下的煤层中得到了成功应用[8-9]。

本文根据常村煤矿S5-16工作面巷道顶板条件，在井下实施沿空留巷切顶卸压护巷技术的同时，不断优化爆破参数，最终得到了合理的爆破参数；留巷后巷道整体变形情况不大，对于其他同类矿井综放工作面使用切顶卸压护巷技术具有一定的参考价值和借鉴意义。

1 工程条件概况

1.1 工作面及留巷概括

常村煤矿在S5-16工作面实施沿空留巷切顶卸压[10]技术，S5-16工作面宽度294 m，工作面设计推进长度660 m，回采至与S5-17切眼齐平时开始沿空留巷，留巷长度437 m。留巷宽度为4 500 mm，净宽4 300 mm，巷道高度为3 700 mm。S5-16工程沿空留巷平面图见图1。

图1 沿空留巷工程平面(mm)

1.2 地质条件

S5-16工作面主采3号煤，煤层厚度平均为5.8 m，煤层层理明显，节理、裂隙较发育。煤层倾角0～10°，普氏硬度f=0.4，容重为1.4 t/m3。顶煤平均厚度2.4 m，工作面直接顶为2.8 m厚的泥岩，黑色、块状、致密、质均、属于较硬岩层；老顶为6.6 m厚的中粒砂岩，灰色，长石石英为主，水平层理，垂直裂隙发育，属于坚硬岩层；在老顶之上是一层3.0 m厚的较硬泥岩，泥岩上还有一层1.3 m厚的坚硬细粒砂岩。工作面直接底为1.2 m厚的泥岩；老底为1.5 m厚的细粒砂岩。煤层顶底板情况见表1。

2 切顶卸压技术工艺及效果分析

2.1 技术工艺

切顶卸压就是在轨道巷道应力集中区范围或悬顶区使用定向聚能爆破[11]进行切顶卸压，通过切顶卸压，消除悬顶现象，降低沿空巷道顶板悬臂梁上覆荷载以及旋转变形压力，从而大大减小了岩梁传递到巷旁和巷内支护的荷载，从根本上改善巷道的力学环境。沿空留巷悬顶见图2，沿空留巷预裂爆破切顶卸压效果见图3。

图2 沿空留巷悬顶

图3 预裂爆破切顶卸压效果

2.2 爆破参数

本次爆破采用三级煤矿许用乳化炸药、1～5段煤矿许用毫秒延期雷管、煤矿许用导爆索及D型聚能管。根据理论分析计算及在S5-16工作面顶板取芯分析，初步确定炮孔倾斜角度75°、炮孔直径50 mm，深度11 m、切顶长度6 m、封孔长度5 m、炮孔间距600 mm、装药量450 g/m。采用孔底不耦合连续装药，聚能药包定向断裂爆破。聚能药包定向断裂炮孔布置见图4，装药结构见图5。

2.3 爆破效果分析

1) 爆破过程：采用可调压气动胶枪将乳化炸药注入聚能管内，单节聚能管长度一般为2 m，聚能管间采用专用连接件连接并用螺丝固定，最后采用细铁丝将连接件与聚能管捆扎3道，确保聚能管间捆扎牢固，可靠传爆炸药。聚能管扣盖必须朝向采空区一侧，每节聚能管安装1个D50 mm钻孔用定位块，确保聚能与预裂方向一致。

图4 聚能药包定向断裂炮孔布置

图5 聚能药包定向断裂炮孔装药结构

2) 判断依据：根据措施孔内纵向裂缝的有无和长短可以直观判断出预裂切顶爆破效果的好坏，进而分析出预裂切顶爆破炮孔的间距或施工是否合理。若在观测孔内未发现纵向裂缝或只有局部纵向裂缝，说明炮孔间距偏大，应缩小炮孔间距；若在观测孔内发现纵向裂缝长度达装药长度60%以上，说明炮孔间距合理；若在观测孔内发现纵向裂缝长度达装药长度90%以上，且孔内有岩石破碎现象，说明炮孔间距偏小，应增大炮孔间距。

3) 效果分析：使用窥视仪对炮孔进行窥视，结果见图6，预裂切顶爆破后在措施孔内均产生了明显纵向裂缝，但是裂缝生成长度不够，裂缝分布也不均匀，没有定向扩展规律；另外措施孔内14 m处出现岩石碎片，有塌孔现象，此次爆破没有达到爆破预期效果。

图6 炮孔窥视效果

3 切顶卸压技术工艺优化方案

针对前期爆破没有达到预期效果，经井下现场打钻、取芯对比后，与原提供的地质资料存在差异。需重新优化确定炮孔长度，理论计算具体过程如下：

1) 切顶高度计算。为使综放工作面顶板垮落矸石充满采空区，则切顶高度可根据如下公式计算：

C=(1-η)TKm

式中：Mz为切顶高度，m；KA为垮落岩层的碎胀系数，取1.25；H为割煤高度，取3.2 m；T为顶煤厚度，取2.6 m；SA为老顶下位岩梁触矸处的沉降值，在一般采场SA=0.2H；C为残煤厚度,m；η为放出率，取0.85；Km为顶煤垮落后的碎胀系数，取1.1；经计算得：C=0.429 m，Mz=18.9 m。

2) 炮孔长度计算。根据以上分析，顶煤和顶板矸石完全充满采空区的切顶高度为18.9 m，根据现场顶板取芯柱状图得出：确定沿空留巷顶板上方垂直高度16 m范围内岩层为主要弱化对象。因此，炮孔长度L为：

L=Mz/sinβ

经计算得：L=16.46 m，根据取芯结果以及其他矿井爆破施工经验，取炮孔长度16 m,即可保证关键层破断，满足综放沿空留巷切顶卸压要求。因此，将装药结构优化为：炮孔长度16 m，装药长度4 m，封孔5 m，孔底不封孔。装药段爆破顶板关键层，从而消除关键层悬顶现象，降低沿空巷道顶板悬臂梁上覆荷载以及旋转变形压力。优化后装药结构见图7。

图7 优化后装药结构

4 切顶卸压优化后效果及留巷效果分析

切顶卸压方案优化后，爆破效果较前期未优化方案，效果明显，基本达到爆破预期效果及目的；留巷结束后，通过围岩变形监测数据分析，巷道整体变形量不大，基本满足巷道复用要求。

4.1 爆破效果分析

使用窥视仪窥视后，结果见图8，从图中可看出，预裂切顶爆破后在措施孔内产生了明显纵向裂缝且裂缝长度达到了装药长度60%以上、孔内也没有岩石破碎现象，证明预裂爆破有效果且效果较好，炮孔间距也合适；爆破后切缝线构成了一个结构面。

预裂切顶爆破后既没有对留巷顶板造成破坏，也没有对巷道顶板锚索的端锚位置岩体结构造成破坏，导致锚索失效；回采面采空区直接顶上部的亚关键层垮落缓慢下沉，不存在随采随跨压力集中显现的情况。

图8 优化后炮孔窥视效果

4.2 留巷后围岩变形监测数据分析

根据留巷后巷道实际情况，分为3段对巷道矿压显现进行分析，分别为前0～140 m(前段)、140～300 m(中段)、300～387 m(末段)，具体分析情况如下，矿压监测站布置如图9所示。

图9 沿空留巷矿压测站布置

1) 留巷前段。前140 m留巷段巷道表面位移自留巷施工结束至今变化量不大，趋于稳定。沿空留巷设计高度3.8 m，现巷高3.1 m，设计宽度4.5 m，现平均宽度3.9 m，个别柔模墙体上部有破损现象。

在留巷30 m处布置一处位移监测点，并第一次记录数据，取该段第1组测点进行围岩变形分析，第2组数据100 m后变形量基本稳定，无变化，监测点围岩收敛变形监测情况见图10。

图10 留巷前段位移观测变化

通过位移变化量曲线图可知：顶沉量：在工作面回采70 m范围内，顶板下沉量总体不超过50 mm，回采70 m至120 m的范围内顶板下沉量逐渐增加到100 mm；考虑到测量误差因素，总体上顶板下沉缓慢，变化量较小；底鼓量：回采100 m范围内底鼓量在100 mm之内缓慢增加，工作面回采超过100 m，底鼓量突然增大到150 mm(该处进行过淤泥清理工作)，之后趋于平缓；结论：目前回采里程140 m范围内底鼓量变化较小，局部地段适当进行起底工作。

墙体移近量：墙体移近量在测量范围内总体变化量不超过50 mm。

煤帮移近量：煤帮移近量总体上在50 mm范围内波动。

2) 留巷中段。在留巷距离160 m处布置中段位移监测点(即3号测站)，此处是沿空留巷矿压显现最明显区域，监测点围岩收敛变形监测情况见图11。

图11 留巷中段位移观测变化

通过位移变化量曲线图，得出：顶板下沉量：在工作面回采63～70 m范围内，该段顶板下沉量最大100 mm；回采93 m时，顶板下沉量为200 mm，有所增加；回采至181 m时，顶板下沉量由200 mm增加到450 mm；181 m以后，渐趋于稳定，下沉量不大。

底鼓量：回采63 m范围内底鼓量在50 mm之内，变化较小；工作面回采到93 m时，巷道发生轻微底鼓，底鼓量150 mm左右；回采至181 m时，底鼓量逐渐增大到320 mm；216 m后巷道底板渐趋稳定。

墙体移近量：在工作面回采63 m范围内无变化，工作面回采至63 m范围外逐步向采空区移动，移动量为50 mm。

煤帮移近量：据工作面30 m范围内，煤柱侧几乎没有变形，随着工作面推进，顶板压力增大，帮鼓量也开始增大，距工作面63～70 m，帮鼓量逐渐增至120 mm；之后随着与工作面距离的增加到93 m，帮鼓量增大至250 m；与工作面距离在93 m以后，帮鼓量急剧增加至710 mm；与工作面距离在216 m以后出现稳定。

由该测站的观测数值可知，在沿空留巷期间，巷道的围岩收敛量均不大，顶板下沉量最大为480 mm，底鼓量最大为320 mm，墙体移近量最大为50 mm，煤帮移近量最大为710 mm。煤帮移近量较大的原因在于工作面回采期间，煤柱帮属于采场上覆岩层中横三区的煤壁支承区，该区域在回采区域属于应力增高区，而常村煤矿煤层较软，硬度系数仅为0.4，在高应力的影响下，煤体发生破碎，塑性形变进一步加剧，致使帮鼓量较大。同时，自沿空留巷后，在回采过程中有两次较大的来压，一次位于距工作面63～93 m范围内，在该范围内，受到3～4次周期来压影响，顶板发生离层，采空区侧上方老顶在原有裂隙带的基础上破断，覆岩运动剧烈导致顶板离层值迅速增加，巷道出现来压；一次位于距工作面93～191 m范围内，初步分析，该时期进入压实区，采空区深部岩层顶出现垮落下沉，作用于所留巷道，造成一次较大的来压，巷道变形量也明显增加。

3) 留巷末段。留巷末段矿压与围岩观测整体变化量不大，巷内平均高度3 100 mm，平均宽度4 200 mm，巷道下沉量、底鼓量、帮收敛量基本上在50 mm左右，不需要进行二次修复，满足留巷复用要求。

5 结 语

1) 预裂切顶爆破的关键是确定合理的爆破参数，使用预裂爆破切顶卸压技术后,既不会对留巷顶板造成破坏，也不会对巷道顶板锚索的端锚位置岩体结构造成破坏，爆破后切缝线构成了一个结构面，回采面采空区直接顶上部的亚关键层垮落缓慢下沉，不存在随采随跨压力集中显现的情况。

2) 采用不耦合连续装药，导爆索多点起爆聚能药包，每5个连续炮孔为一组，单次最多起爆5个炮孔。爆破后使用窥视仪窥视措施孔，确定爆破效果及时优化爆破参数；最终确定了常村煤矿S5-16工作面切顶卸压参数为炮孔倾斜角度75°、炮孔直径50 mm，深度16 m、切顶长度4 m，封孔长度5 m、炮孔间距600 mm、装药量450 g/m时爆破效果最好。

3) 常村煤矿S5-16综放工作面沿空留巷切顶卸压护巷技术，在现场实际工程中的成功运用：留巷后压力没有集中显现，围岩变形得到有效控制，对于其他煤矿综放工作面使用切顶卸压护巷技术具有一定的参考价值和借鉴意义。