尉永邦

（大同煤礦集團雁崖煤業(yè)有限公司 山西大同037003）

0 引言

我國煤礦大多數(shù)采用留設煤柱的方式維護采區(qū)巷道，煤炭回收率低、采掘比高、大量的煤炭資源浪費，煤柱損失量一般能占到全礦煤炭損總量的40%左右。此外，護巷煤柱在工作面回采后會形成較高的應力集中，極易引發(fā)沖擊地壓、煤與瓦斯突出等動力災害，有時甚至還會誘發(fā)采空區(qū)煤炭自燃發(fā)火等現(xiàn)象。

因此，采用并推廣沿空留巷無煤柱開采技術(shù)將是煤炭資源可持續(xù)發(fā)展的重要方向，在提高煤炭回收率的同時，也是解決煤礦重大災害事故的有效手段[1]。在塔山2#層8305、8306無煤柱工作面采掘過程中，針對煤礦井下復雜的地質(zhì)力學條件，利用聚能管爆破切頂，在回采巷道沿將要成為空采區(qū)側(cè)進行切頂，待工作面回采后再礦山壓力作用下，頂板沿預裂切縫的方向自動切落，即隔離了采空區(qū)又保持該巷道的完整性，作為下一工作面的運輸通道，實現(xiàn)切頂卸壓護巷的目的。

1 工程條件

8305工作面位于三盤區(qū)東翼東北部。東北鄰近盤區(qū)邊界，東南鄰近8306工作面，西南以三盤區(qū)大巷為界。蓋山厚度在462 m～518 m，平均490 m。煤層結(jié)構(gòu)簡單。2#層利用厚度為1.60 m～4.18 m，平均3.02 m。煤層中含1～3層夾矸，平均2層，夾矸厚度在0.10 m～1.18 m之間變化，平均厚度為0.28 m，巖性為：煌斑巖、炭質(zhì)泥巖、高嶺巖。老頂主要成分以石英為主，長石次之，硅質(zhì)膠結(jié)，巖性完整，致密、堅硬、厚層狀。直接頂近均一結(jié)構(gòu)，含植物化石，裂隙發(fā)育，呈不規(guī)則狀，有方解石充填。直接底灰褐色高嶺巖、灰黃色煌斑巖，致密、塊狀、堅硬、弱玻璃光澤。

2 聚能管爆破切頂留巷

工作面采用以“切頂卸壓+?21.8 mm普通錨索”為主體的設計，通過預裂切縫爆破，在局部范圍切斷工作面頂板應力傳遞，減弱巷道頂板壓力，且預裂爆破能夠很好地保護巷道頂板完整性。利用恒阻大變形錨索進行補強加固，控制頂板下沉，使所留巷道圍巖能夠最大限度地發(fā)揮自身承載作用，減少巷道變形，保證留巷效果[2]。工作面推進過程中，所留巷道會受到動壓影響，需要對所架后臨時支護區(qū)采取單體液壓支柱臨時支護措施。

2.1 頂板預裂切縫分區(qū)

（1）預裂切縫設計

采用雙向聚能爆破預裂技術(shù)，將特定規(guī)格的炸藥裝在兩個設定方向有聚能效應的聚能裝置中，炸藥起爆后，炮孔圍巖在非設定方向上均勻受壓，而在設定向上集中受拉，依靠巖石抗壓怕拉的特性，使巖石按設定方向拉裂成型，從而實現(xiàn)被爆破體按設定方向張拉斷裂成型[3]。

該爆破技術(shù)是在對比研究多種聚能爆破和定向爆破方法的基礎(chǔ)上發(fā)展起來的一種新型聚能爆破技術(shù)，施工工藝簡單，應用時只需要在預裂線上施工炮孔，采用雙向聚能裝置裝藥，并使聚能方向?qū)趲r體預裂方向。爆轟產(chǎn)物將在兩個設定方向上形成聚能流，并產(chǎn)生集中張拉應力，使預裂炮孔沿聚能方向貫穿，形成預裂面。由于鉆孔間的巖石是斷裂的，爆破炸藥單耗將大大下降，同時由于聚能裝置對圍巖的保護，鉆孔周邊巖體所受損傷也大大降低，可以達到實現(xiàn)預裂的同時又可以保護巷道頂板。

預裂切縫深度（H縫）臨界設計公式如下：

式中：ΔH1：頂板下沉量，m；

ΔH2：底臌量，m；

K：碎脹系數(shù)，1.3～1.5。

根據(jù)頂板鉆孔可知，巷道直接頂為泥巖，碎脹系數(shù)為1.32，老頂為細砂巖，碎脹系數(shù)為1.47，本設計中K取二者平均值為1.41。根據(jù)礦井資料顯示，煤厚變化不大，在不考慮底臌及頂板下沉的情況下，取工作面采高為3.4 m，初步設計切縫深度為7.5 m。

此外，為減小切落頂板垮落時對留巷頂板的摩擦力作用，且使得切縫頂板更容易垮落，設計切縫孔應與鉛垂線成一定夾角。以7.5 m垂直切縫深度為基礎(chǔ)，根據(jù)不同區(qū)域頂板巖性及巷道支護形式為基礎(chǔ)，進行預裂切縫分區(qū)。

2.2 切頂預裂爆破

切頂預裂爆破在相應的切縫分區(qū)內(nèi)進行相應的試驗段，首先進行單孔試驗，確定合理的裝藥確定合理的裝藥量和封泥長度，再進行間隔爆破，觀察兩相鄰裝藥孔間空孔內(nèi)裂紋情況，如兩相鄰裝藥孔間空孔裂紋未達到裂縫率要求標準，再進行一次連續(xù)爆破試驗，最終確定一次爆破孔數(shù)以及爆破方式等。炮孔參數(shù)實驗方案見圖1。

圖1炮孔參數(shù)試驗方案

雙向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外徑為42 mm，內(nèi)徑為36.5 mm，管長1 500 mm。聚能爆破采用三級煤礦乳化炸藥，采用炸藥規(guī)格為直徑?32×200 mm/卷，電雷管采用同一段煤礦許用毫秒延期電雷管，爆破孔口采用炮泥封孔。爆破實驗方案如表1所示。具體裝藥參數(shù)需通過現(xiàn)場試驗確定，切頂爆破試驗報告中附入分區(qū)切頂爆破參數(shù)最終方案并進行審批，爆破實驗方案如表1所示。

表1爆破試驗方案（11m孔深）

2.3 巷道頂板支護

前期采用恒阻錨索支護，設計如下。

（1）恒阻錨索長度設計

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩(wěn)定性，在對巷道頂板進行預裂切頂前采用恒阻大變形錨索補強加固[4]。其中，恒阻錨索長度計算可根據(jù)經(jīng)驗公式計算：

式中：L恒：恒阻錨索長度，m；

H縫：切縫深度，m。

即恒阻錨索長度通常比切縫高度長1.5 m～2.5 m，本節(jié)中計算基本切縫深度為7.5 m，故本設計中恒阻錨索長度取9.0 m。

（2）恒阻錨索間排距設計

基于切頂短壁梁理論和力學模型，可對切縫面最大剪應力進行計算，即錨索極限承載力Pn：

式中P0為恒阻大變形錨索恒阻值，取切縫側(cè)恒阻錨索間距為1.5 m時，該頂板截面模量W、頂板巖塊轉(zhuǎn)動慣量J代入計算后，恒阻錨索承載力符合Pn需求。

經(jīng)現(xiàn)場實際監(jiān)測，恒阻錨索變形量較小，錨固力大于錨索延伸所受力，利用錨索受力可延伸4%特性，除錨固段外錨索可延伸280 mm，故采用21.8 mm普通錨索代替恒阻錨索，既降低支護成本，又降低人工成本。

2.4 巷道臨時支護設計

工作面推進過程中，不同位置巷道受采動影響不同。工作面超前段會受到超前壓力的影響。工作面開采后，頂板開采垮落，且從垮落到穩(wěn)定需要一定的時間，因此距工作面較近的架后區(qū)域不僅需要進行頂板支護，還需進行擋矸支護。隨著工作面繼續(xù)推進，當巷道距工作面較遠時，頂板運動基本會趨于穩(wěn)定，此時可將架后臨時支護的設備撤掉，只進行擋矸支護即可。根據(jù)以往現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)，將工作面附近劃分為三個區(qū)：超前支護區(qū)（工作面前方40 m），架后臨時支護區(qū)（架后0 m～200 m）和成巷穩(wěn)定區(qū)（架后200 m之后），不同分區(qū)根據(jù)需要采取不同的支護措施。成巷穩(wěn)定區(qū)判定根據(jù)礦壓監(jiān)測設備數(shù)據(jù)中單體液壓支柱活柱縮量、工作阻力及恒阻錨索下縮量為主要指標，以巷道變形情況、錨索受力及采空區(qū)壓實情況等為輔助指標，且上述指標均穩(wěn)定至少2個周期來壓步距方可判定為成巷穩(wěn)定區(qū)，最終根據(jù)現(xiàn)場實際礦壓監(jiān)測情況確定成巷穩(wěn)定區(qū)位置。

2.5 擋矸支護設計

（1）架后臨時支護區(qū)擋矸支護設計

架后臨時支護區(qū)擋矸支護設計采用“單體液壓支柱+U29型鋼+鋼筋網(wǎng)”的聯(lián)合支護形式。在液壓支架切頂線后0 m～200 m范圍內(nèi)，采用單體液壓支柱+U29型鋼進行擋矸支護，其中擋矸側(cè)單體支柱排距、U29型鋼的間距均為500 mm，單體支柱排距與U29型鋼的間距250 mm。

（2）成巷穩(wěn)定區(qū)擋矸支護設計

此段巷道受采動影響很小，頂板下沉量及單體支柱的壓力變化很小，可認為該區(qū)域已趨于穩(wěn)定狀態(tài)，可將臨時支護單體液壓支柱撤掉，只保留U29型鋼進行擋矸支護。

3 結(jié)論

切頂卸壓自動成巷，阻斷頂板應力傳遞，有效減小礦山壓力顯現(xiàn)，避免留巷巷道受采空區(qū)頂板應力傳遞造成巷道變形較大問題，工作面周期來壓強度明顯減弱。減少巷道掘進進尺，緩解了采掘銜接緊張局面，降低了采掘比。減少煤柱損失，提高回收率，延長礦井服務年限。在運用無煤柱開采技術(shù)的過程中，聚能管技術(shù)是其核心，并且與切頂卸壓無煤柱技術(shù)相結(jié)合來完成無煤柱開采，同時也可以極大減少成本投入，提高企業(yè)的經(jīng)濟效益。