華泓煤業9306 工作面沿空留巷無煤柱開采技術

張青

（翼城華泓煤業有限公司，山西 臨汾 043500）

1 概 況

華泓煤業目前所采9+10 號煤層，工作面之間煤柱寬度留設20 m，造成資源浪費。巷道位于應力增高區內，圍巖應力大，掘進作業中支護困難。回采作業中，工作面受動壓影響，巷道變形，圍巖難以控制，易發生頂底板、兩幫收縮等問題，不利于安全回采。因此，研究區段不留煤柱、實現采區無煤柱護巷具有重要意義。

華泓煤業9306 工作面井下位于三采區南翼運輸大巷東南部，工作面西南部為9304 工作面采空區，東北部為9308 銜接工作面，東南部為礦界F8斷層。9306 工作面上覆2101 工作面已回采完畢。該工作面地面標高1 070—1 150 m，井下標高807—832 m，奧灰水位標高624.4—625.4 m，埋藏厚度285～320 m。工作面走向長546 m，采長為210 m。

9306 工作面開采9+10 號煤層，工作面總體形態為南高北低，大體呈單斜構造，煤層波狀起伏局部有低洼，煤層厚度為1.9～2.6 m，平均2.3 m。煤層結構簡單，普遍含一層較穩定的夾矸，上層煤厚0.7～1.2 m，平均0.8 m；夾矸厚度0.05～0.2 m，平均0.1 m；下層煤厚1.1～1.8 m，平均1.4 m。煤層結構為0.8（0.10） 1.4；煤層傾角1°～6°，平均傾角3°。工作面范圍內全部穩定可采，煤層結構簡單，層理較明顯，節理不發育，硬度系數為2～3。煤種為低灰- 中灰、中硫- 中高硫、高熱值- 特高熱值的無煙煤。工作面煤層頂底板情況如圖1 所示。

圖1 煤層綜合柱狀圖Fig.1 Coal seam comprehensive histogram

為提高華泓煤業9306 工作面資源回收率，保證安全開采，現計劃在該工作面實施無煤柱沿空掘巷開采技術，實施切頂卸壓。

2 切頂卸壓分析

切頂卸壓是通過預裂爆破技術，將巷道上方基本頂、上覆巖層及一線巖層切斷，使巷道頂板由長懸臂梁轉變成短懸臂梁結構，阻斷應力傳遞，降低回采動壓對留巷的不良影響，并采取一定補強支護措施保證頂板穩定，在工作面回采后采取擋矸措施，使采空區頂板沿切縫垮落并沿擋矸措施一側形成巷幫，配合臨時支護措施使留巷度過工作面動壓影響，最后回撤臨時支護實現沿空留巷，如圖2所示。

圖2 切頂卸壓沿空留巷技術原理Fig.2 Technical principle of roof cutting and pressure relief gob-side entry retaining

3 沿空留巷切頂高度及關鍵參數確定

3.1 切頂角度的確定

適宜的切頂角度可有效減少切頂作業時產生摩擦阻力，有助于側巖層的下落，卸壓效果顯著。實踐經驗表明，切縫線應偏向采空區一側，且角度不宜太大，大角度導致切頂短懸臂結構長度過大，施工難度系數增加。結合9306 工作面實際情況，確定切頂角度≤20°。

3.2 切頂高度的確定

根據力學實驗測得的巖石物理力學參數計算上覆巖層各層載荷，確定留巷工作面關鍵層位。9306工作面覆巖分層參數見表1。

表1 9306 工作面覆巖分層參數Table 1 Stratification parameters of overlying strata of 9306 working face

續表

根據采場“大- 小”結構原理，巷道屬于小結構，因此初步判定9+10 號煤層上覆1～6 層中2 層石灰巖對沿空留巷巷道頂板的載荷影響較大，為關鍵層。因此，利用FLAC3D 軟件，按照切斷K2 石灰巖的高度和切斷K3 石灰巖高度進行模擬分析，即切頂高度8.9 m 和15.8 m。

3.2.1 切頂高度8.9 m 時模擬結果分析

（1） 圍巖應力分布。

切頂高度8.9 m 條件下巷道應力分布如圖3 所示。從圖中可以看出，巷道頂板靠采空區幫一小部分垂直應力向上，其他部分垂直應力均向下，向下的垂直應力最大值為10.34 MPa，位于頂板實體煤幫肩角處；巷道底板垂直應力均向下，底板實體煤幫底角處垂直應力最大，為7.94 MPa，向采空區幫方向逐漸減小；巷道實體煤幫水平應力向左，最大值水平應力為2.96 MPa。

圖3 切頂8.9 m時巷道應力分布Fig.3 Stress distribution of roadway at 8.9 m roof cutting

（2） 側向支承壓力分布。

切頂高度8.9 m 條件下留巷側向支承壓力曲線如圖4 所示，工作面側向支承壓力在短距離內急劇增長至峰值位置，隨后又迅速降低，直至距離留巷煤幫30 m 左右位置時垂直應力變化才開始緩和。側向支承壓力峰值在距離留巷煤幫12 m 左右的位置，大小為19.23 MPa，應力集中系數2.20。

圖4 切頂8.9 m時側向支承壓力曲線Fig.4 Lateral abutment pressure curve at 8.9 m roof cutting

（3） 巷道位移分布。

切頂高度8.9 m 條件下留巷垂直位移及水平位移分布如圖5 所示。從圖中可以看出，巷道頂板整體向下變形，其中實體煤幫側頂板下沉量較小，向采空區幫側逐漸增大，至采空區邊緣頂板下沉量達到最大，最大下沉量為122.11 mm；巷道底板整體出現底鼓現象，其中底板中部靠近實體煤幫一側底鼓量最大，達到283.08 mm，向兩側逐漸減小；巷道實體煤幫實體煤出現漲幫現象，在實體煤幫中下部水平位移達到最大30.59 mm。

圖5 切頂8.9 m時巷道位移分布Fig.5 Roadway displacement distribution at 8.9 m roof cutting

3.2.2 切頂高度15.8 m 時模擬結果分析

（1） 圍巖應力分布。

切頂高度15.8 m 條件下巷道應力分布如圖6所示。從圖中可以看出，巷道頂板靠采空區幫一小部分垂直應力向上，其他部分垂直應力均向下，向下的垂直應力最大值為8.24 MPa，位于頂板實體煤幫肩角處；底板最大垂直應力區域在實體煤幫底角處，達7.48 MPa，向采空區幫方向逐漸減小；巷道實體煤幫水平應力向左，最大值水平應力為1.95 MPa。在切頂高度為15.8 m 的情況下，巷道圍巖應力在鄰近采空區一側有部分卸壓，相較于切頂高度為8.9 m 的情況，卸壓程度比較明顯。

圖6 切頂15.8 m時巷道應力分布Fig.6 Stress distribution of roadway at 15.8 m roof cutting

整體來說切頂高度越高，頂板最大垂直應力越小，切頂高度達到基本頂及其上覆關鍵巖層高度后，切頂高度的對頂板最大垂直應力的影響逐漸減小。

（2） 側向支承壓力分布。

切頂高度15.8 m 條件下側向支承壓力曲線如圖7 所示。初始距離內迅速增大，持續一段距離后急劇下降，隨后回升至峰值，一直到距離留巷煤幫30 m 左右位置時垂直應力變化才開始持續降低。側向支承壓力峰值出現在距離留巷煤幫30 m 左右的位置，大小為16.95 MPa，應力集中系數1.94。

圖7 切頂15.8 m時側向支承壓力曲線Fig.7 Lateral abutment pressure curve at 15.8 m roof cutting

理論上講，切頂高度與頂板側向支承壓力峰值呈反比關系，切頂高度達到基本頂及其上覆關鍵巖層高度后，對側向支承壓力峰值及應力集中系數影響減緩。

（3） 巷道位移分布。

切頂高度15.8 m 條件下留巷垂直位移及水平位移分布如圖8 所示。巷道頂板整體朝下變形，實體煤幫側變形相對較小，采空區邊緣的頂板變形最大，下沉量101.51 mm；巷道底板發生底鼓，中部偏向煤幫一側底鼓最為嚴重，達177.57 mm，兩側底鼓變形緩慢下降；巷道實體煤存在漲幫情況，中下部水平位移最大，為14.27 mm。

圖8 切頂15.8 m時巷道位移分布Fig.8 Roadway displacement distribution at 15.8 m roof cutting

3.3 切頂關鍵參數確定

根據數值模擬結果及頂板巖性情況，綜合確定此次切頂高度為15.8 m。超前預裂切縫包含打鉆和爆破，施工范圍為9306 進風順槽切眼至停采線外15 m。

4 爆破鉆孔參數

4.1 鉆孔開口位置

為最大限度保護頂板的完整性，確保留巷斷面，鉆孔盡可能的貼近回采幫，同時結合鉆機回轉范圍確定開孔位置。一般孔位距離回采幫≤300 mm，且鉆孔成一條線分布。

4.2 鉆孔角度

如圖9 所示，鉆孔傾角α 是指在巷道中線剖面圖中，鉆孔與水平方向的夾角；傾角β 是指在巷 道斷面圖中，鉆孔與豎直方向的夾角。

圖9 爆破鉆孔布置示意圖Fig.9 Blasting borehole layout

鉆孔傾角α 需考慮因頂板是否有利于鉆機施工、是否有利于鉆孔裝藥、是否能保證切縫效果、是否能減少裝藥量等因素；爆破鉆孔傾角β 需考慮切頂后基本頂、上覆關鍵層懸露長度等。結合9306 工作面現場及設備情況，確定向工作面回采幫傾斜，α=75°，β=0°。

4.3 鉆孔直徑及間距

根據華泓煤業鉆機設備的實際情況，確定鉆孔直徑d=50 mm，深孔鉆孔間距L深根據爆破破裂區范圍確定，淺孔間距L淺根據深孔間距，考慮巖層性質均勻布置。

結合現場實際情況，深孔間距L深=800 mm。淺部仍然采用爆破切頂，結合上述分析結果，淺孔鉆孔間距L淺=800 mm。即深孔- 淺孔間距400 mm，深孔- 深孔間距800 mm，淺孔- 淺孔間距800 mm。

4.4 鉆孔深度

依照9306 工作面綜合柱狀圖和數值模擬結果，目標切頂高度為15.8 m。鉆孔深度H 可通過如下臨界公式計算：

式中：H0為目標切頂高度，15.8 m；α 為鉆孔傾角，75°；β 為鉆孔傾角，0； σ 為煤層傾角；c為鉆孔超過目標切頂高度厚度，取0.1 m。計算得預裂切縫鉆孔深度H=16.8～16.9 m，因此鉆孔深度取17 m。

依照《煤礦安全規程》相關規定，深孔爆破時封孔長度不低于孔深的1/3，即封孔長度不小于6 m，而華泓煤業9+10 號煤層直接頂為8.3 m 厚的K2 石灰巖，深孔爆破后對K2 石灰巖基本無影響，可采取深淺孔結合的方式進行切頂卸壓。考慮到深孔封孔長度為6 m，則淺孔深度設為7 m，具體參數見表2。

表2 爆破鉆孔參數Table 2 Blasting borehole parameter

5 裝藥及封孔結構

裝藥及封孔結構如圖10 所示。

圖10 裝藥及封孔結構示意Fig.10 Charging and sealing structure

（1） 炸藥。

選用三級煤礦許用乳化炸藥，直徑φ=32 mm，長l=200 mm，重量m=200 g。

（2） 裝藥量和藥卷數量。

深孔爆破孔深度17 m，裝藥段長度為11 m，封孔段長度為6 m；淺孔爆破孔深度為7 m，裝藥段長度為4.5 m，封孔長度為2.5 m，均滿足規程要求。

線裝藥密度q=1.0 kg/m，裝藥段裝藥量Q=Lq。則深孔裝藥量為11 kg，藥卷數量55 卷；淺孔裝藥量為4.5 kg，藥卷數量22 卷。

（3） 裝藥及封孔結構。

孔內分為裝藥段和封孔段。裝藥段采用O 型聚能管裝藥，封孔段采用黃土/ 粘土炮泥和水炮泥封孔，炸藥引爆采用礦用電雷管引爆，一起爆破的炮眼雷管段別相同，孔內并聯、孔間串聯連接，每次爆破個數應根據現場試驗確定。按照華泓煤業通風風量計算得到，每次爆破使用炸藥量不得大于37 kg，即每次爆破2 個深孔和2 個淺孔，滿足要求。

6 巷道補強支護

為確保巷道安全，采取高強預應力錨索補強支護頂板。補強支護施工范圍與切頂范圍相同，為防止爆破振動對頂板支護的影響，頂板補強支護在切頂后、工作面超前支承壓力影響前完成施工。

補強支護錨索規格為φ21.8 mm×7 200 mm，施工間排距1 650 mm×1 300 mm，鋼托盤規格為300 mm×300 mm×16 mm。錨索全部垂直于頂板分布，要求錨固力≥520 kN、預緊力≥292 kN，如圖11 所示。

圖11 巷道補強支護Fig.11 Roadway reinforcement support

7 結 論

（1） 華泓煤業9306 工作面采用沿空留巷無煤柱開采技術，通過對巷道表面變形監測數據分析，巷道表面變形后平均頂板下沉量為101.51 mm，平均兩幫移近量為14.27 mm，巷道兩幫收縮和頂板下沉位移滿足巷道寬度和高度變形要求；兩幫移近后巷道寬度大于4 000 mm，滿足巷道留巷要求；清理底鼓后，高度滿足巷道使用要求。實踐表明，此次切頂卸壓沿空留巷設計應用效果良好。

（2） 華泓煤業9306 工作面切頂卸壓沿空留巷后，取消了保護煤柱，煤價按照每噸600 元計算，多回收煤柱煤量3.45 萬t，增加效益2 070 萬元，取得了顯著的經濟效益。