自動化綜采面一次采全高切頂卸壓技術研究

文 力

（山西鄉(xiāng)寧焦煤集團神角煤業(yè)有限公司，山西 臨汾 042100）

0 引言

現(xiàn)階段，國內(nèi)無煤柱巷道保護技術主要是隨工作面開采和巷道旁充填而發(fā)展起來的沿空留巷技術，在采空區(qū)邊緣保留原有巷道[1]。因此，用于護巷的煤柱不再服務巷道的下一段。目前廣泛采用的沿空留巷技術多采用巷道旁充填支護的方式，然而，頂板的傳力結(jié)構(gòu)是不能改變的。以充填體為主體，承受著頂板的巨大壓力，往往會造成采空區(qū)側(cè)進巷道嚴重變形，最終造成維護成本高、安全隱患大等問題。為此，根據(jù)山西某煤礦的實際情況，采用了一次采全高綜采工作面卸壓留巷技術，并對該技術的應用效果進行了分析，保障了該煤礦的安全生產(chǎn)。

1 1014 工作面及其支護概況

1.1 工作面概況

山西某礦1014 綜采工作面為下10 煤層第4 個綜采工作面，其開采平面為不規(guī)則矩形，回采面長度為160 m，上巷為2879 m，下巷為2794 m。1014 工作面煤層厚度為3.4～4.8 m，其平均厚度大約為4.2 m，煤層傾斜角度為9°～16°，平均傾角為12°。試驗工作面采煤方式為一次采全高搭配綜合機械化開采，頂板管理方式為全部垮落法。1014 工作面上巷采用頂切支護巷道，支護巷道斷面長度為600 m。當沿空留巷工藝結(jié)束后，其成為相鄰工作面的回采巷道。

1.2 巷道頂?shù)装鍘r性及支護概況

1014 工作面上巷（支護段）頂板為細砂，底板為細砂巖和含礫砂巖，厚32.2 m。工作面頂板為細砂巖，底板為6.2 m 厚粉砂巖，巷道頂?shù)装寮皣鷰r穩(wěn)定性差。試驗工作面上側(cè)巷道為較規(guī)則梯型，其開挖寬度為5.08 m，凈寬5.0 m，開挖面16.3 m2，凈斷面16.0 m2。頂板用鋼筋螺栓和金屬網(wǎng)支撐，側(cè)壁用樹脂螺栓和塑料網(wǎng)支撐，頂板螺栓間距為1000 mm、1000 mm，上下螺栓間距為1000 mm、800 mm，頂板螺栓為Φ18 mm×1800 mm 螺紋鋼螺栓，側(cè)板螺栓為Φ16 mm×1600mm樹脂螺栓，頂板設有6 排螺旋鋼螺栓，采用“螺栓網(wǎng)+螺栓”組合支撐。

2 切頂卸壓沿空留巷技術

2.1 恒阻錨索加固支護參數(shù)設計

對巷道頂板進行預裂或爆炸破壞時，利用恒阻的大變形錨索進行強化，以提高巷道挖掘過程和循環(huán)來壓過程的安全性。為了最大程度的充分發(fā)揮恒阻錨頭的保護功能，減少預裂爆破傷害和頂板坍塌的危害，常阻錨索長度通常比預裂爆破高2 m 以上，并保證錨索端部處于穩(wěn)定巖層中[2]。根據(jù)巷道的地層分布和原有支護參數(shù)，確定了定阻錨索的設計長度。

與原始煤柱開采不同，自成型無煤柱巷道的塌陷位置和時間具有一定的規(guī)律，即工作面超前后，頂板巖體從裂隙線塌陷，巖體移動；從塌落高度看，自成型無煤柱巷道工藝使頂板“兩帶”高度低于原采工藝。因此，12.3 m 恒阻錨桿對恒阻錨索預應力不產(chǎn)生影響。

1014 工作面上巷布置兩排大變形恒阻錨索，其中一排恒阻錨索距煤層鉆孔400 mm（距采動巷道煤側(cè)500 mm），間距為1000 mm，相鄰錨索由3000×300 mm×5 mm 的W 型鋼帶連接；第二排恒阻錨索布置在巷道中心線處，間距為2000 mm。圖1 為1014工作面上巷恒阻錨索加固縫鉆施工圖。

2.2 頂板預裂爆破施工工藝

在頂板預裂爆破的施工工藝中，應用了雙向聚能預裂炸藥爆破技術，在兩個產(chǎn)生聚能效應的聚能裝置中，安放了相應規(guī)格的炸藥。爆破后，再運用對巖體的擠壓與牽拉特性，將炮孔圍巖均勻地擠壓并沿預定方向集中拉長，使之沿預定方向迅速拉長成型，進而實現(xiàn)了張拉爆破成型的目的。

2.2.1 切縫鉆孔深度與間距

預裂縫鉆孔深度H縫與采高、頂板下沉、底鼓等因素密切相關，通常采用以下算式進行計算：

式中：H煤為采場開采高度，m；ΔH1為頂板的沉降量，m；ΔH2為下鼓量，m；K 為破碎膨脹率，按巖性計算，K值為1.4。

在排除底鼓和頂板沉降的前提下，根據(jù)頂?shù)装鍘r性和以往工作經(jīng)驗，得出了預裂槽的開孔深度為10 m。切縫與巷道側(cè)壁距離為100 mm，切割面與垂直方向的角度為15°，切割孔的距離為500 mm。

2.2.2 爆破工藝參數(shù)

根據(jù)設計方案，進行單孔試驗，確定合理的裝藥量和充填長度，然后進行間歇爆破，觀察相鄰兩個裝藥孔之間的窺視孔。一旦發(fā)現(xiàn)相鄰兩個裝藥孔之間的窺視孔裂紋不符合要求，再次進行連續(xù)爆破試驗，最終確定爆破孔數(shù)、爆破方法等主要爆破工藝參數(shù)。

雙向聚能管由專用的聚能管制成，其內(nèi)徑設為36.5 mm，外直徑42 mm，長度1500 mm。聚能爆破采用3 級乳化炸藥，其尺寸為32 mm×200 mm，并采用炮泥密封，孔長不得少于2.0 m。參考其他煤礦的施工經(jīng)驗，1014 綜放工作面上巷采用了提前50 m 的預裂切割裂縫。

2.3 堅硬頂板切頂方案

鑒于1014 工作面覆砂巖較堅硬，采空區(qū)頂板后懸掛支架間距過大，或采空區(qū)煤矸石冒落較大時，為避免頂板應力集中和采空區(qū)漏風，在頂板原有預孔的基礎上，在頂板上挖扇形孔，采用深孔松動爆破軟化工作面堅硬砂巖頂板，使頂板充分預裂松動，保證頂板在采空區(qū)的坍塌和充填[3]。兩組爆破松動孔各為一組，孔深分別為11 m 和14 m，垂直方向為30°和45°（向采空區(qū)傾斜），兩組爆破松孔間距為5 m。松動爆破孔位置如圖2 所示。ZDY1900S 深孔鉆頭用于深孔松動爆破，直徑94 mm。

圖2 松散爆破孔的位置（單位：mm）

該工程采用的松散爆破孔上部裝有3 級乳化炸藥，其長度為3000 mm，藥片尺寸為32 mm×200 mm，為了確保爆炸的安全性，采用6 m 長的封孔。為確保安全、簡化操作、充分引爆、確保爆破的可靠性，每個孔洞內(nèi)用兩個微秒級延遲電雷管引爆，每次只能引爆一套。為了防止爆炸氣體從孔口中涌出，對巖體造成連續(xù)的影響，使爆破能量得到最大限度的發(fā)揮，從而增強了超前松散爆破的效果。在1014 綜放工作面上，采用扇形深孔松散爆破孔，對頂板進行了軟化處理，并在后續(xù)的跟蹤觀察中，根據(jù)深孔爆破后的崩塌情況，適時調(diào)整深孔松動爆破的各項參數(shù)，以保證取得最好的效果。

3 效益分析

3.1 技術效益

在1014 大采高、綜采工作面上的應用，開辟了一種新的采煤技術，開創(chuàng)了采煤技術變革的新局面。并在此基礎上，提出了110 工法大采高綜采工作面的新技術，并完善了110 工法的相關理論。根據(jù)現(xiàn)場的具體情況，對支護參數(shù)進行了優(yōu)化，并給出了110 工法在硬頂板環(huán)境下的合理支護與設計。最后，對巷道的圍巖分布進行了優(yōu)化和調(diào)整，使巷道的變形量、巷道底鼓量明顯減??；采場和巷道的圍壓明顯降低；采動過程中，因切縫技術的存在，超前壓降明顯降低，提高了采場的推進速度，減少了采空區(qū)頂?shù)装宓膽小?/p>

3.2 經(jīng)濟效益

1）節(jié)省巷道施工費用。利用山西某煤礦1014 工作面剩余1000 m 工作面，通過該技術可減少巷道掘進1000 m，按4000 元/m 的計算，可節(jié)省掘進工量，降低掘進工人的工作量，降低班組人數(shù)，節(jié)省設備購置、維修費用，節(jié)約大量掘進經(jīng)費，有利于整體效益的提高。

2）提高采煤的利用率。山西某煤礦傳統(tǒng)的采煤方法是工作面間預留30 m 煤柱。在4.2 m 采高的基礎上，采用新的沿空留巷技術，巷道可多采煤157.95 t/m；按600 元/t 的市場價計算，巷道可增收94.77 萬元/m。

3）降低巷道的支護費用。采用切頂卸壓的施工工藝，利用“切頂短臂”理論，使巷道沿著采空區(qū)邊緣切頂，阻斷部分頂板壓力，并借助局部頂板巖體，使巷道頂板梁形成短臂，減少圍巖應力集中，降低周期性頂板壓力，確保巷道及其圍巖的穩(wěn)定性。

4 結(jié)語

一次采全高綜放工作面切頂卸壓沿空留巷技術是一種新型的采煤技術，為國內(nèi)同類礦山的推廣應用打下了良好的基礎。試驗成功后，各工作面減少一條回采巷，減少了巷道的掘進量，減輕了煤礦的采掘矛盾，增加了煤炭的出采量；減少煤柱，增加采煤回收率，延長煤礦使用壽命，使煤礦資源得到充分開發(fā)；通過對巖體碎脹特征的分析，可以有效地降低地表裂縫的發(fā)生，從而有效地保護礦山的地表生態(tài)，使礦山的生產(chǎn)達到現(xiàn)代化、高產(chǎn)、高效。