杜 偉

（山西中煤華利鐵新煤業(yè)有限公司 ，山西 靈石 031300）

0 引言

切頂卸壓無(wú)煤柱自成巷技術(shù)較傳統(tǒng)留煤柱開(kāi)采工藝相比具有以下技術(shù)優(yōu)勢(shì)：①降低巷道萬(wàn)噸掘進(jìn)率，每個(gè)回采工作面可以少掘1條巷道，降低了回采巷道掘進(jìn)率；②提高資源采出率，回收區(qū)段護(hù)巷煤柱，提高工作面采出率，延長(zhǎng)了礦井服務(wù)年限；③改善礦井生產(chǎn)條件，實(shí)現(xiàn)連續(xù)回采，使回采工作在時(shí)間和空間上連續(xù)進(jìn)行，有利于生產(chǎn)集中化極大地緩解了礦井采掘銜接矛盾；④與傳統(tǒng)留巷方式相比，留巷過(guò)程中對(duì)回采的影響較??；⑤工作面改變通風(fēng)方式，可采用Y或W型通風(fēng)方式，避免了上隅角瓦斯積聚?；谏鲜黾夹g(shù)優(yōu)勢(shì)，在鐵新煤業(yè)展開(kāi)“110”工法高效切頂試驗(yàn)研究。

1 工程地質(zhì)情況

9301工作面位于9號(hào)煤三采區(qū)，工作面北為井田邊界，西面、東面為未開(kāi)采區(qū)，南為三采區(qū)回風(fēng)巷。工作面上部2#煤、下部10#、11#煤層均為未開(kāi)采區(qū)。工作面標(biāo)高+420m-+480m，地面標(biāo)高892m-982m，蓋山厚度482m-502m。工作面走向長(zhǎng)度為955m，傾向長(zhǎng)度為125m。煤層厚度1.1～1.7m，平均厚度1.28m，工作面傾角1°～9°，平均5°，采用長(zhǎng)壁綜采一次采全高工藝，煤層采高1.6m，全部垮落法管理頂板。110工法切頂卸壓自動(dòng)成巷試驗(yàn)選擇在9301工作面進(jìn)行，設(shè)計(jì)在9301運(yùn)輸順槽切頂793m，留巷743m，9301工作面采掘工程平面圖如圖1所示。煤層直接頂為均厚8.79m的K2石灰?guī)r，自然抗壓強(qiáng)度為41.1MPa，抗拉強(qiáng)度4.06MPa，抗剪強(qiáng)度為9.99MPa。直接底為均厚1.94m的砂質(zhì)泥巖，局部為砂質(zhì)泥巖及鋁質(zhì)泥巖。

圖1 9301工作面采掘工程平面圖

2 切頂卸壓方案設(shè)計(jì)

本設(shè)計(jì)采用以“切頂卸壓+恒阻大變形錨索支護(hù)”為主體的設(shè)計(jì)方案，首先采用恒阻大變形錨索對(duì)巷道進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，隨后進(jìn)行預(yù)裂切縫爆破，切斷采空區(qū)與巷道間頂板的力學(xué)聯(lián)系，留巷可為下一工作面回采使用，針對(duì)留巷過(guò)程中不同階段回采動(dòng)壓影響，對(duì)巷道采取相應(yīng)的圍巖控制措施。

2.1 恒阻錨索加強(qiáng)支護(hù)

9301運(yùn)輸巷毛斷面尺寸為5.0×2.4m，頂板支護(hù)選用Φ=18mm，L=1800mm的螺紋鋼錨桿+鋼帶+菱形網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距1550×2500mm；幫部選用Φ=20mm，L=1800mm的玻璃鋼錨桿+菱形網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距1000×800mm，矩形布置。

為了保證切頂過(guò)程和來(lái)壓期間巷道的穩(wěn)定性，在對(duì)9301運(yùn)輸巷頂板進(jìn)行預(yù)裂切頂前采用恒阻大變形錨索補(bǔ)強(qiáng)加固。根據(jù)綜合柱狀圖分析，恒阻錨索應(yīng)超出切縫孔且錨固在穩(wěn)定巖層中不低于1m，考慮到切縫參數(shù)，恒阻大變形錨索選為Ф21.8×7.3m的19芯高預(yù)應(yīng)力鋼絞線，恒阻器選為HZS35-300-0.5型，托盤(pán)采用300×300×16mm平面鋼托盤(pán)，恒阻大變形錨索垂直于頂板布置，共布設(shè)1列，第一列為恒阻錨索，距留巷幫500mm，排距1000mm；第二列為普通錨索，距第一列恒阻錨索間距1500mm，第二列普通錨索排距為2000mm。第一列恒阻錨索相鄰錨索之間用W鋼帶連接（W鋼帶平行于巷道走向），恒阻器長(zhǎng)500mm，外徑82mm，恒阻值為33±2t，預(yù)緊力不小于25t。第二列普通錨索，錨索選用Ф21.8mm×7.3m的19芯高預(yù)應(yīng)力鋼絞線，托盤(pán)采用300×300×16mm平面鋼托盤(pán)，與頂板垂直，預(yù)緊力150kN，排距2000mm。9301運(yùn)輸巷恒阻錨索支護(hù)圖如圖2所示。

圖2 9301運(yùn)輸巷恒阻錨索支護(hù)圖

圖3 9301運(yùn)輸巷“丁”字口處及其前后前后加固段錨索支護(hù)圖

考慮到9301運(yùn)輸巷與9303工作面切眼交叉“丁”字口處，礦壓較大，為確保留巷效果，根據(jù)以往施工經(jīng)驗(yàn)需對(duì)9301運(yùn)輸巷“丁”字口處及其前后5m加強(qiáng)支護(hù),將距東幫1500mm處加打第三列普通錨索共10根,排距為2000mm。9303工作面切眼口齊9301運(yùn)輸巷東幫打設(shè)一排3根普通錨索，9303工作面切眼口里距9301運(yùn)輸巷東幫2000mm處打設(shè)2根普通錨索加強(qiáng)支護(hù)?！岸　弊挚谔幖捌淝昂?301運(yùn)輸巷加固段錨索支護(hù)圖如圖3所示。

2.2 切縫參數(shù)設(shè)計(jì)

采用雙向聚能張拉爆破預(yù)裂技術(shù)，聚能爆破裝置選為CEP-1500型雙向聚能管，爆轟產(chǎn)物將在兩個(gè)設(shè)定方向上形成聚能流，并產(chǎn)生集中張拉應(yīng)力，使預(yù)裂炮孔沿聚能方向貫穿，形成預(yù)裂面。預(yù)裂切縫深度（H縫）臨界設(shè)計(jì)公式如下：

式中：ΔH1為頂板下沉量；m為ΔH2：底臌量，m；K為碎脹系數(shù)，根據(jù)鐵新礦直接頂為硬度較大灰?guī)r，本設(shè)計(jì)K暫按1.5取值，根據(jù)補(bǔ)打鉆孔資料顯示，煤厚變化不大，在不考慮底臌及頂板下沉的情況下，工作面采高取最大值1.6m時(shí)，H縫=3.2m，從CJ補(bǔ)7巖性柱狀圖分析，切斷關(guān)鍵層灰?guī)r巷道垮落更充分，留巷效果更好。切縫孔布置在巷幫與頂板夾角處，與鉛垂線夾角為15°（傾向采空區(qū)側(cè)），切縫孔采用深淺孔交替布置，深孔深度6m、淺孔深度2.5m，距離巷幫100mm，間距為300mm。切縫孔直徑48mm。聚能爆破采用二級(jí)煤礦乳化炸藥，擬采用炸藥規(guī)格為直徑Φ35×300mm/卷，爆破孔口采用炮泥封孔。

2.3 巷道臨時(shí)支護(hù)設(shè)計(jì)方案

距離回采工作面不同位置巷道所受動(dòng)壓不同，針對(duì)不同區(qū)域采取不同的支護(hù)措施：

1）超前支護(hù)區(qū)（煤壁前方0-20m），采用單體液壓支柱進(jìn)行超前支護(hù)，一排三根，間距1500mm，排距1000mm。

2）架后滯后維護(hù)區(qū)（架后0-200m），采用單體柱+π型梁“一梁四柱”臨時(shí)支護(hù)、單體液壓支柱+U型鋼可縮支架+網(wǎng)片+菱形網(wǎng)進(jìn)行擋矸支護(hù)，U型鋼采用29U，網(wǎng)片采用 6mm冷拔絲1000×2000mm，網(wǎng)格100×100mm，π型梁L=4050mm，單體柱采用DW28型?！耙涣核闹迸R時(shí)支護(hù)，排距1000mm；在巷道切縫幫沿切縫線布置一排單體液壓支柱，與U型鋼可縮支架交替布置，間距600mm，單體與U型鋼可縮支架間距為300mm。

3）成巷穩(wěn)定區(qū)（架后200m之后），將臨時(shí)支護(hù)“一梁四柱”變?yōu)椤耙涣簝芍保缓蟾鶕?jù)礦壓觀測(cè)的數(shù)據(jù)分析，最終將單體支柱全部回撤，只保留U型可縮支架及鋼筋網(wǎng)進(jìn)行擋矸。

3 “110”工法切縫預(yù)裂爆破后效果分析

截止目前，工作面推采296m，已留巷作業(yè)231m，爆破后切縫效果明顯、直觀，如圖4所示。從孔口觀察，相鄰炮孔幾乎能夠全部貫穿形成切縫線，又采用武漢常盛CXA12（A）礦用本安型鉆孔成像儀對(duì)孔內(nèi)進(jìn)行窺視觀看，切縫孔情況裂縫明顯。

圖4 切縫孔內(nèi)爆破成像效果

9301工作面切頂卸壓自動(dòng)成巷礦壓觀測(cè)主要采用尤洛卡礦業(yè)安全工程股份有限公司生產(chǎn)的Kj653監(jiān)測(cè)系統(tǒng)。在實(shí)驗(yàn)段內(nèi)共布置6個(gè)測(cè)站，自留巷位置每50m布置一個(gè)測(cè)站，對(duì)巷道圍巖變形及錨索受力情況進(jìn)行監(jiān)測(cè)。截止目前根據(jù)留巷礦壓監(jiān)測(cè)系統(tǒng)1#、2#點(diǎn)監(jiān)測(cè)點(diǎn)觀測(cè)得出：距離采煤工作面架后2m開(kāi)始，恒阻錨索、普通錨索應(yīng)力值逐漸增加，在架后7～8m處左右時(shí)，壓力數(shù)據(jù)迅速增加，在架后37-40m處時(shí)應(yīng)力值緩慢增加。初步結(jié)論為工作面推采后留巷內(nèi)架后8m-40m范圍為動(dòng)壓影響范圍。工作面后方留巷0～60m范圍內(nèi)，頂板平均下沉量為150mm，底鼓量為200～300mm，巷道平均高度2m；留巷60～100m范圍內(nèi)，頂板平均下沉量為250mm，底鼓量為200～350mm，巷道平均高度1.8m（該段受侵蝕構(gòu)造影響）；留巷100～200m范圍內(nèi)，頂板平均下沉量為100mm，底鼓量為100～200mm，巷道平均高度為2.1m。

4 “110”工法應(yīng)用的優(yōu)化

通過(guò)“110”工法技術(shù)的實(shí)施，為鐵新公司培養(yǎng)了自己的施工隊(duì)伍，目前自己隊(duì)伍已掌握施工工藝流程的操作能力，已熟練掌握切縫孔施工、留巷支護(hù)等關(guān)鍵技術(shù)，并根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際對(duì)相關(guān)工藝進(jìn)行了合理的改進(jìn)，提高生產(chǎn)效率、降低了生產(chǎn)成本。

1）選用適用材料，減少材料消耗。在施工過(guò)程中，篩選了11種鉆頭進(jìn)行試驗(yàn)，經(jīng)過(guò)試驗(yàn)對(duì)比，安徽澳德廠家的鉆頭優(yōu)于它家。錨索鉆頭消耗量由2～3 個(gè) /孔減少為 0.5～1 個(gè) /孔。

2）改變施工工藝，減少錨索施工時(shí)間。由“氣動(dòng)錨桿機(jī)打眼7m深”調(diào)整為“先風(fēng)動(dòng)鑿巖機(jī)打眼2m+后氣動(dòng)錨桿機(jī)打眼5m”的施工方法減少了錨索鉆孔施工時(shí)間。兩次改進(jìn)后施工一個(gè)錨索鉆孔時(shí)間由原來(lái)的2小時(shí)30分鐘減少到1小時(shí)10分鐘。

（3）改變支護(hù)參數(shù)，增大采空側(cè)支護(hù)強(qiáng)度。經(jīng)過(guò)留巷段內(nèi)的礦壓觀測(cè)，恒阻錨索載荷壓力由303kN增加至400kN；且靠采空區(qū)側(cè)巷道頂板壓力增大，之后修改了“一梁四柱”臨時(shí)支護(hù)單體柱的間距布置，由1150×1150×1150修改為900×900×1650mm，以增大對(duì)留巷采空區(qū)側(cè)的支護(hù)強(qiáng)度，如圖5所示。

圖5 優(yōu)化后的留巷段支護(hù)參數(shù)

4）改變支護(hù)角度，防止支護(hù)失效。經(jīng)過(guò)留巷段現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)，擋矸支護(hù)U型鋼易受到頂板垮落矸石沖擊造成的支柱傾斜；為此修改了U型鋼支護(hù)的角度，將U型鋼底腿向采空區(qū)側(cè)傾100mm，預(yù)留U型鋼受頂板下落矸石沖擊形成的變形量，防止造成U型鋼支柱傾斜。

5）優(yōu)化切縫、爆破參數(shù)。通過(guò)225m推進(jìn)，目前留巷切頂冒落基本滿足要求，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)情況需進(jìn)一步優(yōu)化切縫孔的間距、孔深及裝藥量，以達(dá)到及時(shí)切頂效果，進(jìn)一步優(yōu)化支護(hù)參數(shù)，提高經(jīng)濟(jì)效益。

6）改變通風(fēng)方式。盡管工作面瓦斯?jié)舛容^低、基本無(wú)發(fā)火跡象，但由于采空區(qū)冒落不及時(shí)，目前采用的Y型方式存在采空區(qū)通風(fēng)的隱患，擬將改變Y型通風(fēng)為W通風(fēng)，可以有效減少采空區(qū)漏風(fēng)，且改善架后留巷支護(hù)人員的作業(yè)環(huán)境。

5 結(jié)論

切頂卸壓技術(shù)經(jīng)濟(jì)效果明顯，節(jié)省了材料及動(dòng)力費(fèi)用，實(shí)現(xiàn)了減員增效，全年煤柱回收煤量10.8萬(wàn)t。實(shí)現(xiàn)連續(xù)回采，使回采工作在時(shí)間和空間上連續(xù)進(jìn)行，有利于生產(chǎn)集中化極大地緩解了礦井采掘銜接矛盾，實(shí)現(xiàn)了礦井安全高效生產(chǎn)。