唐山沟煤矿切顶卸压沿空留巷技术应用

唐山沟煤矿切顶卸压沿空留巷技术应用
赵斌;周传勇;钱旭
【摘要】为解决常规煤柱留设开采方法煤炭掘进率高、采出率低的问题,唐山沟煤矿应用切顶卸压沿空留巷技术,采用350 kN高恒阻大变形NPR锚索支护材料和聚能爆破器材对坚硬顶板进行切顶卸压并确定支护参数,减小巷道内的应力集中,解决了坚硬顶板切顶卸压沿空留巷技术支护难题.结果表明,唐山沟煤矿采用切顶卸压沿空留巷技术后,解决了资源浪费、采掘接续紧张、巷道维护成本较高的问题,取得了良好的经济与社会效益.
【期刊名称】《煤矿安全》
【年(卷),期】2018(049)007
【总页数】4页(P71-74)
【关键词】坚硬顶板;切顶卸压;沿空留巷;无煤柱开采;聚能爆破
【作者】赵斌;周传勇;钱旭
【作者单位】中煤大同能源有限责任公司,山西大同037001;中国石油天然气股份有限公司大庆石化分公司热电厂,黑龙江大庆163714;煤科集团沈阳研究院有限公司,辽宁抚顺113122
【正文语种】中文
【中图分类】TD823.4+7
目前煤炭在我国能源起主导作用，约占能源消费总量的70%，预计到2050年仍
将占消费总量的50%～60%，预期占比下降伴随的是总量不断增加[1]。

与此同时，面临的是煤质中等，优质焦煤、肥煤、瘦煤稀缺；空间分布相对集中，东部、南部占比极少；煤层埋藏深，开采难度大，露采资源占比仅为6%；开采技术不足造成资源浪费严重，减少了煤矿储量及服务年限，预计到2020年，全国煤炭资源将被浪费560亿t以上[2－6]。

根据我国的煤炭现状及远景预测，利用先进开采技术提高矿井回采率，减少煤炭资源浪费，已成为煤炭开采的发展方向。

我国煤矿开采中最常使用的是最为传统的柱式开采技术，需在采矿区内形成煤柱作为支撑，带来了煤炭资源采出率低、掘进率高等问题。

沿空留巷作为无煤柱开采的主要技术措施，可以最大限度回收资源，避免煤体损失，降低矿井掘进率，是实现煤炭安全高效开采的有效途径[7－10]。

实践经验表明，采用沿空留巷技术可有效
带来明显的经济和社会效益[11－13]。

唐山沟煤矿针对山西大同侏罗纪煤田地质
力学特征，在12#煤层应用切顶卸压沿空留巷技术，采用35 t高恒阻大变形NPR 锚索支护材料和聚能爆破器材对坚硬顶板进行切顶卸压并确定支护参数，减小巷道内的应力集中，解决资源浪费、采掘接续紧张、巷道维护成本较高等问题，取得了较好的效果。

1 工程概况
唐山沟煤矿位于山西省大同市西北约25 km的上深涧乡境内，矿井生产规模1.2 Mt/a，井田面积12.147 4 km2。

井田内赋存有 7#、8#、9#、11－1#、11－2#、12#、13#共 7 层煤，其中 8#、11－1#、11－2#、12#层为稳定－较稳定的可采煤层。

预掘巷道位于12#煤层+1 120水平北部，其煤层走向NE，倾向SE，倾角一般为4°左右，盖山厚度240 m左右；煤层赋存较稳定，结构单一，平均厚度1.3 m。

预掘巷道距上覆11#煤层层间距平均为15 m左右。

预掘巷道所在的12#煤层伪
顶为灰黑色粉砂岩，厚0.05～0.20 m，性脆易碎，直接顶为灰色细砂岩，致密坚
硬，厚2～5 m，基本顶为灰白色中粗砂岩，整体性较好。

底板为粉细砂岩，致密坚硬，厚度一般在4.8 m左右。

预掘巷道无瓦斯突出倾向和地热现象。

该巷道与1 120北盘区大巷基本垂直布置，开口点真方位92°27′46″，自 1120 北运输巷起掘至 1 100 到位，巷道断面为矩形，沿顶板掘进，断面巷道规格见表1。

表1 巷道断面规格表名称宽/m 高/m 净宽/m 净高/m 断面积/m2煤矿巷道 4.2 2.4 4.0 2.2 10.08
2 切顶卸压沿空留巷技术
切顶卸压沿空留巷技术是在回采前，利用顶板预裂切缝技术沿巷道顶板与煤壁交线位置，以一定角度和深度对顶板进行钻孔预裂爆破，形成切顶卸压预裂切缝线，并沿采空区边缘采用恒阻锚索顶板加固、巷内动压加强支护、巷旁辅助切顶强力支护及挡矸支护等技术手段维护原回采巷道，将上一区段的煤巷重新支护后留给下一区段使用[14－15]。

唐山沟煤矿切顶卸压沿空留巷设计参数见表2。

表2 切顶卸压沿空留巷设计参数表名称材料参数顶板超前加固恒阻大变形锚索直径21.8 mm；长度9 300 mm；恒阻值35 t；预紧力为 30 t；排距 1 200 mm，恒阻器直径68 mm，恒阻器长度500 mm顶板预裂切缝双向聚能管聚能管外径42 mm，内径36.5 mm，管长1 500 mm聚能孔深度7 000 mm乳化炸药二级煤矿乳化炸药，拟采用炸药卷规格为直径φ35 mm×200 mm巷帮挡矸设计超后
可回收主动支护结构、连接杆件标准件钢筋网尺寸1 300 mm×700 mm，规格
50 mm×50 mm单体支柱单体支柱距巷帮300 mm，间距为1 000 mm
2.1 技术施工工艺流程
切顶卸压沿空留巷工艺流程：①施工恒阻大变形锚索加固巷道；②在工作面回采前，在保证恒阻大变形锚索超前加固≥40 m的前提下，按工作面推进方向，对工作面
煤巷进行爆破预裂切缝，形成切顶卸压预裂切缝线，一次性在整个巷道完成爆破预
裂切缝；③待工作面推过后，及时在端头支架后方安设超后可回收主动支护结构，将立杆上端插入切缝炮孔100～200 mm，下端放入底板中，用横杆连接相邻立杆，将钢筋网与立杆捆扎，与巷道顶板钢丝网连接，最终使用连接件连接空心立杆与超后可回收主动支护结构，组成桁架，形成超后主动支护体，当挡矸桁架支护达到
30 m后，逐步撤除超后可回收主动支护结构、连接杆件，将撤除的构件移动至超后支护段的最前方，重新安装组成挡矸桁架，同时在架后30～100 m范围内进行单体液压支柱支护；④顶板垮落并稳定后，对垮落不充分的地方进行填充，整理巷道形状使其满足使用要求，并喷射混凝土（喷浆），保证巷道稳定；⑤撤除单体液压支柱。

2.2 恒阻大变形锚索加固
为了控制切顶过程和周期来压期间巷道的稳定，在实施顶板预裂切缝前采用补打恒阻大变形锚索加固巷道，并用W型钢带相连。

顶板补打恒阻大变形锚索加固后，
由于恒阻锚索距切缝线距离较小，巷道顶板切缝侧在恒阻锚索的作用下形成1个
固支结构，巷道顶板另一侧在煤体的支撑下也是1个固支结构，则巷道顶板在断
面内就是两端固支的稳定结构，不会因顶板形成短臂梁造成顶板断裂事故。

2.2.1 支护参数
顶部使用直径18螺纹钢锚杆，L=1 700 mm，间排距1 200 mm×1 200 mm。

两帮使用直径20 mm塑钢锚杆，L=1 500 mm，排距750 mm×1 500 mm。

锚索使用恒阻大变形锚索，恒阻大变形锚索直径为21.8 mm，长度9 300 mm，外
露300 mm，恒阻值为350 kN，恒阻器直径为68 mm，恒阻器长度为500 mm；恒阻大变形锚索间距1 800 mm，排距为1 200 mm，距左帮350 mm。

恒阻大
变形锚索沿铅垂方向布置，预紧力为300 kN；顶板相对完整时，恒阻大变形锚索的安装可配合使用大号托盘，大号托盘尺寸为300 mm×300 mm×12 mm，孔径为80 mm。

如遇顶板破碎则需要铺设钢筋网或是经纬网等，锚索、锚杆均与巷道
顶板夹角为90°，即沿铅垂方向。

锚杆、锚索施工前应加工锚杆、锚索托盘。

支护设计参数如图1～图2、W型钢带示意图如图3。

图1 巷道支护断面图
图2 巷道支护断面展开图
图3 W型钢带示意图
锚索（钢绞线）锚固完成后，进行锚索的预紧力施加，分别将W型钢带、恒阻器
通过外露的锚索（钢绞线）穿入，将恒阻器推入锚孔内，恒阻器托盘紧贴W型钢带，将专用锁具穿过锚索，锁具外锚环紧贴恒阻器中恒阻装置，使用锚索张拉机夹持锚索(钢绞线)进行张拉，张拉力值达到300 kN应停止张拉。

最终卸载后，预紧力应控制在300 kN为验收标准，撤下张拉机，完成安装。

待放炮距离超过20 m 后，为补偿爆破震动引起的预紧力损失，实施2次预紧直至预紧力达到300 kN。

2.2.2 安装工艺
锚索的位置严格按要求执行，眼位误差不得超过100 mm，眼向误差不得大于2°；锚孔孔深为9 m，孔径为28 mm，锚索外露长度为300 mm，锚孔沿铅垂方向，与巷道顶板岩面垂直；扩孔深度为500 mm，孔径78 mm，预紧力为300 kN。

2.3 顶板预裂切缝技术设计
2.3.1 聚能爆破现场试验
1）单孔试验。

通过与常规炮孔爆破效果的对比，验证聚能爆破效果；确定不同岩性的岩石以及同类岩石不同结构条件下，聚能爆破中所用炸药量与成缝长度关系，为连孔爆破、全断面成型爆破提供必要基础参数。

选择岩性相同的同一地段（岩体结构基本相同）的岩体进行单孔双向聚能装置不同装药参数爆破对比试验。

试验中2种爆破选用相同的钻孔、爆破参数。

2）聚能连孔爆破试验。

确定不同岩性的岩石以及同类岩石不同结构条件下，聚能爆破中所用炸药量与成缝长度关系，确定爆破孔间距，为实现顶板连孔预裂爆破提
供必要基础参数。

选择岩性相同的同一地段（岩体结构基本相同）的岩体进行连孔双向聚能装置爆破试验，以对比预裂效果，并确定合理的孔距。

2.3.2 技术施工设计参数
经过聚能爆破现场试验，得到使用的技术施工设计参数。

切顶卸压预裂切缝深度为7 000 mm，切缝炮孔与铅垂线夹角为20°。

双向聚能管外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm。

聚能爆破采用二级煤矿乳化炸药。

聚能管捅到孔底，孔口用水炮泥封孔。

爆破孔眼距为450 mm，距上帮200 mm。

2.4 挡矸设计方案
为了防止周期来压时顶板垮落岩石冲入巷道，工作面支架后方30 m范围内采用由超后可回收主动支护结构、立管、钢筋网及连接杆件组成的挡矸桁架；支架后方30～100 m间范围内（共70 m）采用掺设单体液压支柱支护。

超后可回收主动支护结构距巷帮600 mm，立杆上端插入切缝炮孔100～200 mm；立管下端卧底为200 mm，钢筋网与立杆捆扎在一起。

钢筋网尺寸为2 400 mm×700 mm，钢筋网与钢筋网之间重叠100 mm，钢筋网与原支护的金属网搭接。

用连接杆件将超后可回收主动支护结构与立杆、相邻超后可回收主动支护结构间相互连接，组成稳定的牢固挡矸桁架。

当挡矸桁架支护达到30 m后，逐步撤除超后可回收主动支护结构、连接杆件，并将撤除的构件移动至超后支护段的最前方，重新安装组成挡矸桁架。

同时，在架后30～100 m范围内进行单体液压支柱支护，单体液压支柱间距为1 000 mm，要求单体支柱成一条直线。

巷道稳定后，对垮落不充分的地方进行填充，撤除单体支柱，根据矿压观测情况对巷道进行整形、喷射混凝土（注浆）等处理，满足使用要求，待下一工作面使用。

2.5 效果检验
为判定巷道围岩的运动情况、顶板稳定性，进行巷道表面位移观测、巷道顶板离层监测、锚索受力和变形量监测、工作面支架压力监测，监测断面布置图如图4。

图4 监测断面布置图
经现场观测，顶板最大下沉量为350 mm，底板局部出现轻微底鼓，未发现顶板
失稳征兆，单体支柱工作阻力最大为38 MPa，恒阻大变形锚索均未失效。

3 结论
1）唐山沟煤矿采用切顶卸压沿空留巷技术后，取得了以下经济效果：2016年12月至2017年5月，成功留巷留巷3 341 m，留巷成本较掘巷每米节省1 575元
/m，合计减少支出526.21万元，留巷成本已降低至1 034元/m，累计新增利润
3 207.70万元；实现了减员提效，系统简化，安全高效。

2）进一步拓展了沿空留巷工艺的社会效益不但减少了防灾减灾成本，提高生产效率，减轻工人劳动强度而且提高了采掘比，缓解矿井接替紧张，实现企业降本增效。

3）从根本上防治了留设煤柱带来的资源浪费、巷道维护、灾害频发等问题，提高了矿井服务年限与顶板安全管理水平，取得较大的经济效益与社会效益，为相似条件下工作面的接续提供了理论与实践依据，具有极大的推广价值。

【相关文献】
[1]倪维斗，陈贞，李政.我国能源现状及某些重要战略对策[J].中国能源，2008，30（12）：5-9.
[2]程昊，孙寒冰.能源危机下催生的煤炭战略[J].资源与人居环境，2007（24）：28-30.
[3]徐水师，谭克龙，曹代勇，等.中国煤炭资源遥感调查平价理论与技术[M].北京：科学出版社，2009.
[4]刘桂建.煤炭资源开发中的主要问题分析[J].中国地质，1997（4）：31-33.
[5]毛节华，许惠龙.中国煤炭资源分布现状和远景预测[J].煤田地质与勘探，1999，27（3）：1-4.
[6]林伯强.2010中国能源发展报告[M].北京：清华大学出版社，2010.
[7]杨风才，吴冬梅，赵伟.切顶卸压沿空留巷技术研究与实践[J].能源与环保，2007，39（9）：
82-87.
[8]王巨光，王刚.切顶卸压沿空留巷技术探讨[J].煤炭工艺技术，2012（1）：24-26.
[9]曹树刚，陈先哲，杨红运，等.沿空留巷巷旁控制技术及其适用条件分析[J].煤炭科学技术，2016，
44（4）：27-33.
[10]蔡峰.坚硬顶板切顶卸压无煤柱开采技术研究[J].矿业安全与环保，2017，44（5）：1-5.
[11]何现平，宋艳华.沿空留巷巷道支护技术[J].河北煤炭，2010（3）：29-31.
[12]刘胜利，刘永生.沿空留巷技术在坚硬顶板巷道中的应用[J].科技风，2010（8）：275.
[13]尹根成，张军.沿空留巷技术研究与应用[J].煤炭工程，2007（5）：32-34.
[14]何满潮，曹伍富，单仁亮，等.双向聚能拉伸爆破新技术[J].岩石力学与工程学报，2003，22（12）：2047.
[15]杨洪兴，杨天全，唐睿.卸压预裂爆破沿空留巷技术在急倾斜煤层中的应用[J].矿业安全与环保，2016，43（4）：87-89.。