曹志强，张浩春

（山西省晋神能源有限公司，山西 忻州 036500）

0 引 言

沿空留巷技术因具有能够取消区段煤柱留设，减少矿井巷道掘进工程量，缓解采掘接续紧张等多种优点[1-2]，近年来，在我国煤矿井下开采中得到推广应用。受工作面地质条件、岩层性质、围岩应力及支护方式等综合因素影响，留巷内巷道采空区侧巷道顶板悬顶距离长，顶板断裂不理想，从而给留巷巷道增加了较大压力，容易造成留巷巷道围岩变形量大，在投入使用前需进行大量卧底或扩修[2-4]。因此需采取切顶卸压的方式将巷道采空区侧顶板切断，减小采空区侧巷道悬顶宽度，降低留巷巷道顶板压力，确保留巷达到设计效果。本文以沙坪煤矿9203工作面辅运顺槽为工程背景，研究分析了预裂爆破切顶卸压沿空留巷技术原理并进行现场实施，应用结果表明留巷能够满足工作面安全生产需要，留巷效果达到预期要求。

1 概 况

9203工作面位于沙坪煤矿井下9号煤层南翼采区，9203工作面辅运顺槽北部邻9号煤辅运大巷，南部邻近井田边界，西部为设计9202工作面，东部为9203工作面，上覆为8号煤1817采空区。地面标高+1 012—+1 139 m，煤层底板标高+876.0—+882.2 m，盖山厚度约为163.5 m。9203工作面辅运顺槽回采长度约1 410 m，煤层厚度3.3～5.1 m，结构简单，煤层夹矸为1层，岩性为炭质泥岩，厚度为0.1～0.2 m。

9203工作面辅运顺槽设计长度为1 491 m，留巷段长度约为1 062 m，巷道为矩形断面，掘进宽度5.6 m，掘进高度3.7 m，掘进断面积20.72 m2。巷道煤层基本顶以S2粗粒砂岩为主，厚度1.0～13.3 m，平均6.3m，顶板节理、裂隙较发育；S2粗粒砂岩厚度为1.0～6.0 m。砂岩抗压强度为26.7～77.6 MPa，平均为50.4MPa；抗拉强度为1.3～2.3 MPa，平均1.8 MPa，属中等稳定类顶板；直接顶不发育；伪顶多为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，厚度0.20 m左右，一般随煤层开采而落。直接底为深灰色泥岩，厚度4.7～6.4 m，平均5.5 m；泥岩抗压强度为16.9～34.7 MPa，平均为25.2 MPa；抗拉强度为0.5～2.2 MPa，平均1.5 MPa，属松弱类底板。9203辅运顺槽煤层综合柱状图如图1所示。

图1 9203工作面辅运顺槽煤层综合柱状图Fig.1 Comprehensive log diagram of auxiliary transport roadway in No.9203 Face

2 预裂爆破切顶卸压技术原理

切顶卸压就是在留巷巷道内超前工作面切眼一定距离沿回采侧向巷道顶板施工预裂爆破钻孔，采用双向聚能管进行预裂爆破，从而在回采侧巷道顶板内形成一条预裂切缝，使工作面采空区顶板与留巷巷道顶板断开，从而减小或消除采空区顶板悬顶对留巷巷道顶板的压力，减小留巷内顶板载荷，使留巷巷道受力状态得以改善，提高留巷效果。当预裂爆破位置进入工作面采空区内后，在采动动压及巷道围岩应力等作用下，巷道顶板会沿着切缝垮落，垮落的矸石在巷道采空区侧堆积后形成巷帮，使用充填材料及挡矸装置对巷道进行充填喷浆封堵密闭后，将留巷与工作面采空区隔离，从而形成一个独立的巷道为下一个回采工作面服务。切顶卸压技术工艺流程如图2所示。

图2 切顶卸压技术工艺流程Fig.2 Process flow of roof cutting and pressure relief technology

3 爆破预裂切顶卸压方案

3.1 方案设计标准要求

9203工作面辅运顺槽支护后，预裂切缝孔布置在工作面侧，9203工作面辅运顺槽回采侧在充填体补强支护的作用下形成一个固定支撑结构，其实煤体侧在9202工作面煤柱支撑作用下也能够形成一个固定支撑结构，即形成两端固支梁结构，如图3所示。9203工作面辅运顺槽顶板在两端固定支撑结构作用下极为稳定，从而避免了因顶板在一端固定支撑结构作用下出现短臂梁而发生顶板断裂事故。9203工作面辅运顺槽顶板按照设计的聚能爆破参数，沿着工作面回采方向施工爆破钻孔进行超前预裂爆破，相邻钻孔爆破后贯通形成切缝线，标准要求为孔成线，缝成面。

图3 两端固支梁结构示意Fig.3 Structural diagram of fixed beams at both ends

3.2 预裂爆破孔布置

3.2.1 预裂爆破孔深度

施工预裂爆破孔深度H缝临界值可用公式（1）计算：

式中：△H1为巷道顶板下沉量，m；△H2为巷道底板底鼓量，m；K为碎胀系数，1.3～1.5，取1.3；H煤取3.7 m，△H1、△H2忽略不计，由公式（1）计算可得H缝为15 m。

结合9203工作面辅运顺槽顶板岩层结构，辅运顺槽沿煤层底板掘进，近水平煤层，留巷长1 062 m，地质剖面数据测点为0～6号测点，其中，0～3号测点，0～151.2 m处，8～9号层间距，即S2粗粒砂岩厚度为12.7～13.3 m，煤层厚度3.3～3.7 m；4～6号测点，151.2～1 004 m处，8～9号层间距，即S2粗粒砂岩厚度为3.0～8.0 m，煤层厚度4.5～5.3 m。0～3号地质剖面数据测点，切缝孔深度取14.0 m。预裂爆破孔深度必须考虑9203工作面辅运顺槽顶板岩层变化。

3.2.2 预裂爆破孔布置

预裂爆破孔沿9203工作面辅运顺槽回采侧布置，距工作面150 mm，孔间距500 mm，炮眼深度1 4000 mm，倾向回采工作面侧与铅垂线夹角为15°，如图4所示。

图4 预裂切缝孔布置示意Fig.4 Layout of presplitting holes

3.2.3 留巷起始位置切缝孔布置

（1）在留巷作业开始前，留巷起始位置超前工作面10 m、滞后工作面20 m范围内按图4的方式，在9203工作面辅运顺槽回采侧布置切缝孔。

（2）在留巷起始位置工作面50 m范围内支架间隙间布置，孔间距3 000 mm，炮眼深度14 000 mm，倾向采空区侧与铅垂线夹角为30°。

3.3 爆破切顶试验

在9203工作面进行爆破切顶试验时，按照设计的方案试验单孔爆破，在试验确定好合理爆破装药量及爆破孔封泥长度参数后，再实施连孔装药爆破试验，爆破后观察爆破孔内岩层内形成的裂缝情况，当未达到设计要求时，需再次进行爆破试验，直至达到要求为止，以达到爆破设计要求的爆破参数作为连孔爆破参数，如图5所示。

图5 预裂切缝孔参数试验方案Fig.5 Experimental scheme of presplitting holes parameters

3.4 聚能管选择

爆破聚能管选用新型D型聚能管，其外径为43 mm，长度为2 m。采用二级煤矿许用乳化炸药进行爆破，炸药规格为φ40 mm×450 mm/卷，采用专用工具在聚能管内进行连续充填，装药后爆破孔采用炮泥封填，装填聚能管时要将其填送至爆破孔底部，聚能管外端至孔口封满炮泥并捣实。最终装药技术参数需要根据现场试验、窥视结果进行确定。

3.5 装药结构

采用爆破孔孔底不耦合连续装药方式进行装药，聚能管药卷定向断裂爆破。炮孔长度14 m，聚能管装药总长度10 m，炮泥封孔长度3.6 m。装药时依次装入一卷炸药（带同段号16 m脚线电雷管）、10 m装药聚能管（尾端带同段号电雷管）、水沙袋，然后用炮泥封满孔。

采用可调压气动胶枪对聚能管进行装药，采用专用连接件将聚能管进行连接并使用专用螺丝进行固定。每节聚能管安装1个专用定位块，确保聚能与预裂方向一致。装药结构如图6所示。电雷连线方式采用串联，每次爆破孔数不超过5孔。

图6 装药结构Fig.6 Charge structure

4 应用效果分析

为及时观测9203工作面辅助顺槽留巷内巷道围岩变形情况，掌握巷道矿压规律，自留巷开始后每间隔30 m设置1个观测站，采用“十”字观测法定期对留巷巷道顶底板位移量和两帮移近量进行观测，根据观测数据整理如图7所示曲线。

通过图7变化曲线分析可知，留巷巷道在滞后工作面切眼0～20 m时，巷道围岩表面位移量较小，巷道处于相对稳定状态；在滞后工作面切眼20～60 m，巷道围岩发生了较大变形，其中顶底板位移量最大达到460 mm，两帮移近量达到500 mm；在滞后工作面切眼60 m以后，巷道围岩变形量逐渐变缓，顶底板位移量为480 mm，两帮移近量为520 mm，在达到100 m后巷道围岩基本处于稳定状态，此时留巷高度3 220 mm，巷宽5 080 mm，留巷巷道断面积16.35 m2，作为下一个工作面的回风巷，巷道断面满足工作面安全生产要求，沿空留巷达到了预期效果。

图7 留巷巷道围岩变形曲线Fig.7 Deformation curve of surrounding rock of retaining roadway

5 结 语

沙坪煤矿9203工作面辅助顺槽通过采用预裂爆破切顶留巷技术实现了工作面沿空留巷，留巷巷道围岩变形量在可控范围内，留巷巷道断面满足下一个工作面安全生产要求，留巷效果达到了设计要求，该技术的成功应用，减少了煤巷掘进工程量，缓解了沙坪煤矿接续紧张局面，提高了煤炭资源回收率，同时为矿井在今后实施沿空留巷积累了宝贵经验，为其他类似条件下矿井实施切顶卸压沿空留巷技术提供了参考，具有很好的推广应用价值。