晉普山煤礦切頂卸壓沿空留巷技術應用研究

趙躍軍，耿 磊

（1.晉普山煤業有限責任公司，山西 晉城 048000；2.河南明德礦山技術開發有限公司，河南 焦作 454150）

0 引言

目前，國內外煤礦開采沿空留巷的技術種類較多，如膏體充填沿空留巷、高水充填沿空留巷和柔模混凝土充填沿空留巷等[1-3]，均需形成巷旁充填體支撐頂板，工序復雜、設備投資較大，并且受工作面開采擾動、頂板來壓等影響，留巷后期巷道維護壓力較大。而切頂卸壓沿空留巷技術可通過爆破預裂手段切斷沿空留巷頂板懸臂，達到卸壓目的，且設備投入較少，可避免充填帶來的材料運輸等問題，具有系統簡單、成本低、巷道易維護等優點，近年來，該技術已在國內外多個礦井成功應用。從考慮轉變礦井開采思路、緩解礦井采掘接替緊張、提高回采率以及提升礦井經濟效益的需求出發，晉普山礦決定在9 號煤層901 采區采用切頂卸壓沿空留巷技術。

1 地質概況

90103 工作面平均埋深為267 m，煤厚為1.38～1.75 m，工作面長153 m，沿空留巷長342 m。9 號煤層頂板主要為石灰巖，局部為泥巖或砂質泥巖，屬堅硬頂板、穩定類頂板。老底為石灰巖、砂質泥巖或粉砂巖，屬堅硬類底板。9 號煤層層位穩定，全區除極個別區域含1～2 層夾矸外，其他區域皆不含夾矸，夾矸單層厚度最大為0.35 m，結構簡單，煤層硬度為1.5～3.2 m。90103 工作面布置如圖1 所示。

圖1 90103 工作面布置示意圖

9 號煤層頂板主要為石灰巖，局部為泥巖或砂質泥巖，石灰巖抗壓強度為117～158 MPa，平均為142.667 MPa，屬堅硬頂板、穩定類頂板。老底為石灰巖、砂質泥巖或粉砂巖。石灰巖抗壓強度平均為134.875 MPa。砂質泥巖，抗壓強度平均為88.63 MPa。粉砂巖平均為96.68 MPa，屬堅硬類底板。

2 切頂卸壓沿空留巷技術原理

2.1 影響沿空留巷圍巖穩定性的關鍵因素

根據以往專家學者研究成果[4-5]，長壁工作面從開切眼向前推進一定距離后，依次在懸露基本頂的中央、兩個長邊以及短邊形成平行的斷裂線，貫通之后，形成“O”形破斷，在回采面進一步推進后，基本頂巖層周期回轉形成“X”形破斷，破斷后形成塊體1 和2。隨著工作面的繼續推進，頂板出現周期性垮落，此后不斷循環。

從沿空留巷的角度分析時，在工作面推進過來之前，工作面前方巷道頂板為固支梁結構，如圖2-1 所示。隨著工作面的推進，基本頂失去支撐，在自重及地應力的作用下彎矩逐漸增大，引起頂板回轉下沉，當達到極限時，在巷道靠近煤壁一側產生“O”形破斷，形成結構塊1，如圖2-2 所示。隨著工作面的繼續推進，工作面后方頂板進一步下沉破斷垮落，在采空區上方形成“X”形破斷，形成結構塊3，如圖2-3 所示。結構塊3 作用在采空區邊緣和巷道上方，對巷道造成靜壓影響，致使巷道變形破壞。

圖2 巷道頂板破斷特征

上述對于采空區以及順槽頂板破斷特征的分析表明：基本頂破斷最終將導致在采空區形成殘留邊界，即“結構塊3”，且隨著工作面的推進，因其自身無承載能力，只能傳遞上覆巖層壓力，在自重及上覆巖層壓力的影響下，對工作面順槽造成持續的巨大的靜壓影響，引起巷道的頂板下沉、漲幫和底鼓等變形，并且“結構塊3”屬于不穩定結構，往往處于結構破壞的邊緣。當采空區邊緣圍巖結構運動、失穩時，極易發生二次破壞，對巷道再次造成劇烈的動壓影響，導致巷道變形破壞進一步增大，甚至損壞。

綜合分析后得出結論：影響沿空留巷穩定性的關鍵因素為基本頂內形成的“弧形三角板”和“結構塊3”。如何避免基本頂內形成“弧形三角板”和“結構塊3”，防止沿空留巷出現圍巖壓力大、變形嚴重及支護效果不理想的情況，是確保沿空留巷效果的關鍵。

2.2 切頂卸壓沿空留巷工程技術思路

在工作面回采前，在計劃留巷的工作面采用爆破切頂技術，將巷道與采空區上方的基本頂及其下方的巖層定向切斷，避免形成“弧形三角板”和“結構塊3”，使巷道頂板形成短臂梁結構，并在已經減弱采空區頂板垮落動壓對留巷之影響的基礎上，采取補強支護強化短臂梁的結構強度，提升短臂梁整體的承載能力，確保留巷頂板穩定，如圖3-1 所示。工作面回采后，在留巷采空區一側采區擋矸措施，使采空區沿切縫垮落的頂板沿擋矸措施形成巷幫。同時，配合臨時支護措施，支護頂板再次減小圍巖動壓對留巷的影響，如圖3-2 所示。當留巷渡過動壓影響后，回撤臨時支護，完成沿空留巷。

圖3 切頂卸壓沿空留巷技術原理

3 關鍵參數確定

3.1 爆破切頂高度的確定

目標切頂高度為基本頂上邊界[6-9]，即下位關鍵層上邊界，本次研究采用以下兩種方式綜合確定：

1）頂板取芯探測。在90103 回風順槽取2 個頂板巖芯，根據取芯結果結合物理力學參數綜合確定目標切頂高度。

2）根據垮落帶高度確定。堅硬頂板垮落帶高度約為采高的4～8 倍，結合礦方提供的鉆孔柱狀圖，選擇按照1.75 m 最大采高，取6 倍采高，即目標切頂高度H0=10.5 m。

由于《煤礦安全規程》中要求深孔爆破封孔長度不得小于鉆孔深度的1/3，即目標切頂高度H0=10.5 m時，封孔長度不低于3.5 m。再考慮到9 號煤頂板較為堅硬（實驗室測試，平均為142.667 MPa），因此，采取“深孔+淺孔”切頂方式。其中，深孔目標切頂高度H0，s=10.5 m，采用聚能爆破切頂。淺孔目標切頂高度超過深孔封孔長度1 m，H0，q=3.5+1=4.5 m，采用密集鉆孔切頂。

3.2 鉆孔及裝藥參數的確定

3.2.1 開孔位置

為減小爆破對頂板的影響，同時保證留巷斷面，開孔位置靠近回采幫。故最終確定開孔位置距回采幫不超過200 mm，距巷道中線不小于1 900 mm。

3.2.2 深孔間距

鉆孔直徑d=55 mm，深孔鉆孔間距Ls，可按應力波作用計算。鉆孔徑向裂隙是由切向拉應力引起的沖擊波壓碎效應，即當巖石中的切向拉應力大于巖石的抗拉強度時，產生徑向裂隙。

式中：Rp為破裂區半徑，m；b 為側應力系數；p2為炮孔壁初始壓力峰值，Pa；σt為巖石抗拉強度，Pa；α 為應力波衰減指數；rb為炮孔半徑，0.025 m。

計算可得，深孔間距Ls=0.54 m。結合以往施工經驗，并考慮現場施工的便捷性，將鉆孔間距適當增大，確定深孔間距Ls=0.6 m=600 mm。

3.2.3 淺孔間距

淺部采用密集鉆孔切頂，密集切頂鉆孔間距一般為150～500 mm，考慮鉆孔直徑55 mm，石灰巖堅硬頂板，淺孔鉆孔間距取300 mm，即深孔—淺孔間距為300 mm，深孔—深孔間距為600 mm，淺孔—淺孔間距為600 mm，每600 mm 施工一個深孔和一個淺孔。

3.2.4 鉆孔傾角及深度的確定

鉆孔傾角對于切頂卸壓的效果有著重要影響，過大將提升卸壓效果，但難以施工。結合以往研究成果[6-9]，鉆孔傾角定為85°。

鉆孔深度H 可通過如下臨界公式計算：

式中：H0為目標切頂高度，H0，s=10.5 m、H0，q=4.5 m；α為鉆孔傾角，85°；c 為鉆孔超過切頂目標層位的垂直高度，取0.1 m。

代入可得：爆破鉆孔深度H深=10.6 m，H淺=4.6 m。

爆破鉆孔布置圖如圖4 所示。

圖4 爆破鉆孔布置示意圖（單位：mm）

3.2.5 裝藥參數

采用連續裝藥，炸藥之間不留空隙，裝藥段為7 m，線裝藥量為0.65 kg。孔內分為裝藥段和封孔段，裝藥段采用聚能管裝藥，23 卷炸藥連續裝藥。炸藥采用礦用電雷管和礦用導爆索引爆，每孔采用2 發電雷管并聯引爆炸藥，一次起爆的炮孔，雷管段別相同，孔內并聯、孔間串聯連接，每次爆破5～10 個炮孔。

4 沿空留巷其它支護參數

4.1 補強支護

為了避免爆破影響補強支護效果，頂板補強支護在切頂后施工，滯后不超過20 m。本次90103 回風順槽補強支護方案如下：

頂部采用Φ21.8 mm×6 300 mm 錨索，間排距為1 350 mm×1 200 mm，3-2-3-2 垂直頂板布置。點錨索采用300 mm×300 mm×14 mm 正方形高強度鋼平托盤，配鎖具。JW 鋼帶錨索采用200 mm×220 mm×12 mm 異形托盤。靠近回采幫的錨索采用JW 鋼帶組成整體。

幫部采用Φ17.8 mm×4 300 mm 錨索，間距為1 200 mm。一排1 根，配套采用300 mm×300 mm×14 mm 正方形高強度鋼平托盤，配鎖具。下個工作面距采面一定距離時退錨。沿空留巷補強支護斷面如圖5 所示。

圖5 補強支護斷面圖（單位：mm）

4.2 巷旁防護

工作面后方巷旁防護采用“雙層金屬網+風筒布+可伸縮U 型鋼+鋼筋拉桿”方式。雙側金屬網沿爆破鉆孔連線布置：內層（靠近采空區一側）選用菱形鐵絲網，外層（靠巷道一側）選用鋼筋網，風筒布夾在兩層金屬網之間，相互搭接用于留巷段防漏風。擋矸柱采用2 根29U 型鋼通過卡纜搭接組成，擋矸柱間距為600 mm。擋矸柱架設前底板挖柱窩，且不低于100 mm。兩節可伸縮U 型鋼之間采用鋼筋拉桿連接，形成整體，如圖6 所示。

圖6 巷旁讓壓防護平面圖

4.3 滯后臨時支護

在工作面后方150 m 范圍內，采用“單體液壓支柱+金屬頂梁”方式支護。滯后臨時支護區留巷斷面內布置3 列懸浮式單體柱支護，間距為1 000 mm，排距為1 200 mm，搭配金屬頂梁，靠近采空區幫的單體柱距采空區幫300 mm。所有單體液壓支柱“穿鞋戴帽”。單體柱+金屬頂梁隨工作面推進，在滯后臨時支護區內循環回撤，如圖7 所示。

圖7 滯后臨時支護圖（單位：mm）

5 礦壓觀測

采用“十字布點法”觀測巷道變形情況，典型測點的觀測結果如圖8 所示。

圖8 90103 沿空留巷典型測點位移曲線

1）采空幫頂板最大下沉量為365 mm，采空區側最大移近量為310 mm，實體煤側最大移近量為156 mm，受切頂后的短壁梁頂板結構變化影響，采空區幫移近量更大，但已滿足下工作面回采使用需求。

2）巷道進入留巷后，巷道受回采動壓、周期來壓的影響，頂板迅速下沉，采空區幫也迅速變形，如區域A 所示。隨著與工作面的距離逐漸增大，所受動壓影響逐漸減小，至工作面后方100 m 后變形速度減緩，如區域B 所示。

3）隨著留巷與工作面距離的進一步增大，回采動壓對留巷的影響越來越小，至工作面后方130 m 處，留巷頂板下沉和采空幫變形趨于穩定，如區域C 所示，此時可回撤臨時支護。

4）頂板穩定后，逐步回撤臨時支護，引起應力重新分布，造成留巷圍巖微弱運動，引起巷道變形，如區域D 所示。

5）應力重新分布后，巷道再次進入穩定狀態，此時留巷內臨時支護已經回撤部分，圍巖運動逐漸穩定下來，完成留巷，如區域E 所示。

6）基于上述特點，確定了堅硬頂板沿空留巷圍巖運動的5 個區域，即A 動壓劇烈影響區，位于工作面后方50 m 范圍內。B 動壓緩慢影響區，位于工作面后方50～100 m 范圍內。C 留巷一次穩定區，位于動壓緩慢影響區之后。D 回撤影響區，位于留巷開始回撤臨時支護地點附近。E 成巷穩定區，位于回撤影響區后方。

6 結語

1）根據晉普山礦90103 工作面的工程地質條件，結合沿空留巷技術原理，確定其合理的聚能爆破切頂高度為10.5 m，切頂角度為85°。

2）90103 工作面周期來壓后方影響范圍（動壓影響區）為130 m，在該范圍內圍巖運動劇烈，容易引起巷道較大變形。采用密集單體柱π 梁臨時支撐頂板，能夠有效減小頂板下沉，滯后工作面130 m 以外回撤臨時支護，能夠確保巷道穩定。

3）采空幫頂板的下沉以及回采幫的片幫是沿空留巷圍巖控制技術研究的重點對象，90103 回風順槽圍巖補強參數為：頂板補強按照3-2 布置Φ21.8 mm×6 300 mm 錨索，間排距為1 350 mm×1 200 mm，臨空側增加JW 鋼帶，用于加強支護整體性。回采幫在距頂700 mm 處增加Φ17.8 mm×4 300 mm 錨索，用于防止片幫，排距與頂板補強相同。從前場圍巖移近量觀測發現，應用效果良好，可為具有類似開采條件的沿空留巷設計、施工等提供借鑒經驗和技術支持。