综放工作面预裂爆破切顶沿空留巷技术应用

宋晓明

（山西兰花科技创业股份有限公司伯方煤矿分公司，山西 高平 048400）

巷道掘进速度是制约煤矿高产高效生产的重要因素。传统的沿空掘巷存在掘进周期长、支护困难、采空区瓦斯涌出、煤层自燃[1-3]等问题，因此，新型的沿空留巷技术应运而生。该技术通过无煤柱开采提高了回采率，同时可降低工作面上隅角瓦斯含量，缓解接替紧张局面，降低成本[4-5]。本文以伯方煤矿3308 工作面为工程背景，对沿空留巷顶板断裂和应力分布情况开展研究，提出预裂爆破切顶沿空留巷技术，取得良好的应用效果。

1 工程概况

3308 工作面为走向长壁回采工作面，采用综采放顶煤工艺，全部垮落法管理顶板，工作面走向长1900 m，倾向长200 m。所采3#煤层为石炭系太原组，煤层厚度4.5～5.7 m，平均5.3 m，煤层倾角平均6°，结构简单，偶含夹矸1 层，煤层稳定。煤层顶板主要为泥灰岩和粉砂岩。工作面双滚筒采煤机截割，回采高度2.8 m，单次截割深度0.8 m。3308 工作面相邻工作面回采时，预留25 m 的保护煤柱。根据以往回采经验，后期邻近3307 工作面受集中应力影响明显，产生较大变形，累计底鼓高度达1 m 左右，需要对巷道进行多次维护，浪费大量人力物力，对高产高效生产产生严重影响。对工作面开展沿空留巷技术，可有效解决应力显现问题。

2 预裂爆破切顶卸压技术原理

一般情况下邻近采空区巷道顶板断裂形式有两种：

（1）煤柱上方顶板发生断裂。当煤层顶板断裂发生在煤柱上方位置时，煤层顶板会形成砌体梁结构，煤柱成为砌体梁一侧的承载基体，所受应力增加，影响煤体及巷道的稳定性。顶板断裂及应力分布图如图1 所示。

（2）煤层顶板断裂发生在采空区上方。当采空区顶板发生断裂时，煤柱上方顶板形成悬臂梁结构，梁体作用力全部由煤柱承载，产生应力集中，使煤柱发生塑性变形。顶板断裂及应力分布图如图2 所示。

图1 煤柱上方顶板断裂示意图

图2 采空区上方顶板断裂示意图

综上所述，不论煤层顶板断裂位置位于采空区或者煤柱上方，都会造成煤柱应力集中，对掘进空间造成较大影响。若采用预裂爆破方法对煤层顶板进行侧向切断，则可对巷道（煤柱）进行卸压，有效减少应力集中现象。如图2 所示，若将煤层顶板沿煤柱上方侧向切断，可以破坏梁体结构，减少由于顶板自重和围岩应力产生的应力集中现象，对巷道（煤柱）进行有效保护，从而减少留巷工作面巷道变形。

3 预裂爆破切顶卸压参数设计

3.1 超前预裂爆破孔参数设计

3.1.1 炮眼布置方式

根据对煤层顶板断裂情况的分析，本次炮孔沿巷道方向靠实体煤侧巷道肩角位置布置一排平行炮孔，孔径75 mm，炮孔仰角75°，如图3 所示。

3.1.2 炮眼深度

（1）爆破切顶高度的计算

为了使工作面采空区煤层顶板垮落的矸石充满回采空间，从而减少沿空留巷压力显现，通过对以往工程经验的分析，决定对煤层顶板岩层按照4 倍回采高度进行弱化。其切顶高度的计算公式如下：

式（1）中：MZ为爆破切顶高度，m；H 为回采高度，取值2.8 m；T 为顶煤厚度，取值1.8 m；SA为煤层基本顶下部岩层沉降量，取值0.2H，m；C 为残煤厚度，m；KA为冒落带岩石碎胀系数，取值1.4。

式（2）中：η 为放出率，取值0.7；Km为顶煤垮落碎胀系数，取值1.2。

通过计算可得：MZ=8.48 m。

图3 预裂爆破炮孔布置图

（2）炮孔深度计算

通过爆破切顶高度计算结果可知，由于岩石碎胀作用，通过采空区顶板垮落使其完全被矸石填充需要破坏的顶板高度为8.48 m。因此，需要对顶板以上11.2 m 的岩层进行处理，从而确定炮孔深度L：

式中：β 为炮孔仰角，（°）。

按照炮孔倾角75°计算可得L=8.8 m。为了保证爆破预裂的有效性，本次炮孔深度L 取值10 m，通过试验，可对参数进行逐步优化。

3.1.3 炮眼间距

（1）应力波叠加计算

式（4）中：a 为炮孔间距，m；σt为岩石抗拉强度，取值3.7 MPa；b 代表侧应力系数，b=μ/（1-μ）取值0.33；α 为应力波峰值衰减指数，α=2-b=1.67；rb是爆破影响长度，m。

式（5）中：p2为孔壁初始压力峰值，MPa；ρ0为炸药密度，t/m3；D 为爆速，m/s；dc为锚杆长度，m；n 为压力增大倍数，取值10。

通过计算可得：

（2）应力波和爆破气体准静压叠加作用计算

在密闭空间应力波和爆破气体共同作用之下，炮孔孔壁产生塑性变形，可简化为厚壁圆筒在内压作用下的应力模型。根据弹塑性理论岩体强度准则以及厚壁圆筒理论可得：

式中：P0为作用在孔壁的静态压力，MPa。

在柱状不耦合状态下：

经计算炮孔间距a=a1+a2=0.722+0.714=1.436 m。考虑炮孔壁的初始压力峰值及准静态压力均远大于岩体抗压强度，会产生能量损失，本次炮孔间距取值1.4 m。

3.2 装药量

本次采用不耦合连续装药，设计装药长度8 m，则单孔装药量计算为：

式中：Q 为总装药量，kg；q 为每米药量，取值2.812 5 kg/m；l 为总装药长度，m。经计算Q= 2.812 5×8=22.5 kg。

3.3 预裂爆破切顶及支护方案

（1）在综放工作面超前50 m 范围以外，按照设计参数提前施工预裂钻孔。

（2）依据工作面回采方向和回采方式，在采面前方30～50 m 依次进行爆破，使工作面前方形成预裂切缝线。

（3）在超前工作面30 m 范围内对巷道进行加强支护。

（4）在综放工作面回采结束后，沿切缝线利用档矸支架对采空区矸石进行处理，并浇筑柔模混凝土墙体对采空区进行隔离，保证巷道的支护效果。巷道支护如图4 所示。

图4 巷道支护示意图

4 安全及经济效益

（1）预裂爆破切顶卸压沿空留巷可减少巷道压力显现，降低支护难度。采空区隔离支护施工，在工作面煤壁附近对留巷浇墙区顶板进行锚网索支护，在支架尾部的留巷浇墙区底板施工墙体基础，提高了顶底板刚度，保证了“顶板-巷旁支护-底板”支围系统刚度匹配，更好地发挥了巷旁支护的作用。预裂爆破切顶沿空留巷滞后工作面60 m以后，围岩活动基本稳定，留巷总体变形量小，技术效果良好。

（2）提高回采率。3308工作面开采长度1900 m，平均煤厚5.4 m，煤体密度为1.4 t/m3，煤柱宽度为25 m。在采用沿空留巷后，按85%回收率进行计算，煤炭产量增加30 万t，按照吨煤100 元利润计算，产生经济效益约3000 万元。

（3）节省巷道掘进。3308 工作面采用沿空留巷后可减少3307 工作面巷道掘进约1900 m，巷道掘进综合成本按8000 元/m 计算，可节省1520 万元。

（4）沿空留巷费用。本次沿空留巷总长度1900 m，留巷综合成本约5500 元/m，所需投入约为1045 万元。经过计算，3207 工作面采用沿空留巷可提高经济效益约3475 万元。

5 结论

（1）采用工作面预裂爆破切顶沿空留巷技术，解决了巷道压力传递现象问题，减少了巷道维护量，实现了工作面无煤柱回采，3308 工作面可提高经济 效益约3475 万元。

（2）采用沿空留巷技术后，3307 工作面少掘进一条巷道，节省掘进时间超过6 个月，保证了工作面正常接替。

（3）预裂爆破切顶卸压沿空留巷可减少巷道压力显现，降低支护难度，配合柔模混凝土墙体设计，保证了巷道的支护效果，降低了劳动强度，提高了工作效率。