張青

（翼城華泓煤業(yè)有限公司，山西 臨汾 043500）

1 概 況

華泓煤業(yè)目前所采9+10 號煤層，工作面之間煤柱寬度留設(shè)20 m，造成資源浪費。巷道位于應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)，圍巖應(yīng)力大，掘進作業(yè)中支護困難?；夭勺鳂I(yè)中，工作面受動壓影響，巷道變形，圍巖難以控制，易發(fā)生頂?shù)装濉蓭褪湛s等問題，不利于安全回采。因此，研究區(qū)段不留煤柱、實現(xiàn)采區(qū)無煤柱護巷具有重要意義。

華泓煤業(yè)9306 工作面井下位于三采區(qū)南翼運輸大巷東南部，工作面西南部為9304 工作面采空區(qū)，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(biāo)高1 070—1 150 m，井下標(biāo)高807—832 m，奧灰水位標(biāo)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(tài)為南高北低，大體呈單斜構(gòu)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(jié)構(gòu)簡單，普遍含一層較穩(wěn)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(jié)構(gòu)為0.8（0.10） 1.4；煤層傾角1°～6°，平均傾角3°。工作面范圍內(nèi)全部穩(wěn)定可采，煤層結(jié)構(gòu)簡單，層理較明顯，節(jié)理不發(fā)育，硬度系數(shù)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?shù)装迩闆r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(yè)9306 工作面資源回收率，保證安全開采，現(xiàn)計劃在該工作面實施無煤柱沿空掘巷開采技術(shù)，實施切頂卸壓。

2 切頂卸壓分析

切頂卸壓是通過預(yù)裂爆破技術(shù)，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(zhuǎn)變成短懸臂梁結(jié)構(gòu)，阻斷應(yīng)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(wěn)定，在工作面回采后采取擋矸措施，使采空區(qū)頂板沿切縫垮落并沿擋矸措施一側(cè)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(xiàn)沿空留巷，如圖2所示。

圖2 切頂卸壓沿空留巷技術(shù)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(guān)鍵參數(shù)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(yè)時產(chǎn)生摩擦阻力，有助于側(cè)巖層的下落，卸壓效果顯著。實踐經(jīng)驗表明，切縫線應(yīng)偏向采空區(qū)一側(cè)，且角度不宜太大，大角度導(dǎo)致切頂短懸臂結(jié)構(gòu)長度過大，施工難度系數(shù)增加。結(jié)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(jù)力學(xué)實驗測得的巖石物理力學(xué)參數(shù)計算上覆巖層各層載荷，確定留巷工作面關(guān)鍵層位。9306工作面覆巖分層參數(shù)見表1。

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

續(xù)表

根據(jù)采場“大- 小”結(jié)構(gòu)原理，巷道屬于小結(jié)構(gòu)，因此初步判定9+10 號煤層上覆1～6 層中2 層石灰?guī)r對沿空留巷巷道頂板的載荷影響較大，為關(guān)鍵層。因此，利用FLAC3D 軟件，按照切斷K2 石灰?guī)r的高度和切斷K3 石灰?guī)r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(jié)果分析

（1） 圍巖應(yīng)力分布。

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

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

（2） 側(cè)向支承壓力分布。

切頂高度8.9 m 條件下留巷側(cè)向支承壓力曲線如圖4 所示，工作面?zhèn)认蛑С袎毫υ诙叹嚯x內(nèi)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(yīng)力變化才開始緩和。側(cè)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(yīng)力集中系數(shù)2.20。

圖4 切頂8.9 m時側(cè)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(cè)頂板下沉量較小，向采空區(qū)幫側(cè)逐漸增大，至采空區(qū)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(xiàn)底鼓現(xiàn)象，其中底板中部靠近實體煤幫一側(cè)底鼓量最大，達到283.08 mm，向兩側(cè)逐漸減??；巷道實體煤幫實體煤出現(xiàn)漲幫現(xiàn)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(jié)果分析

（1） 圍巖應(yīng)力分布。

切頂高度15.8 m 條件下巷道應(yīng)力分布如圖6所示。從圖中可以看出，巷道頂板靠采空區(qū)幫一小部分垂直應(yīng)力向上，其他部分垂直應(yīng)力均向下，向下的垂直應(yīng)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(yīng)力區(qū)域在實體煤幫底角處，達7.48 MPa，向采空區(qū)幫方向逐漸減??；巷道實體煤幫水平應(yīng)力向左，最大值水平應(yīng)力為1.95 MPa。在切頂高度為15.8 m 的情況下，巷道圍巖應(yīng)力在鄰近采空區(qū)一側(cè)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(yīng)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(yīng)力越小，切頂高度達到基本頂及其上覆關(guān)鍵巖層高度后，切頂高度的對頂板最大垂直應(yīng)力的影響逐漸減小。

（2） 側(cè)向支承壓力分布。

切頂高度15.8 m 條件下側(cè)向支承壓力曲線如圖7 所示。初始距離內(nèi)迅速增大，持續(xù)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(yīng)力變化才開始持續(xù)降低。側(cè)向支承壓力峰值出現(xiàn)在距離留巷煤幫30 m 左右的位置，大小為16.95 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)1.94。

圖7 切頂15.8 m時側(cè)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(cè)向支承壓力峰值呈反比關(guān)系，切頂高度達到基本頂及其上覆關(guān)鍵巖層高度后，對側(cè)向支承壓力峰值及應(yīng)力集中系數(shù)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(cè)變形相對較小，采空區(qū)邊緣的頂板變形最大，下沉量101.51 mm；巷道底板發(fā)生底鼓，中部偏向煤幫一側(cè)底鼓最為嚴(yán)重，達177.57 mm，兩側(cè)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(guān)鍵參數(shù)確定

根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)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(yù)裂切縫包含打鉆和爆破，施工范圍為9306 進風(fēng)順槽切眼至停采線外15 m。

4 爆破鉆孔參數(shù)

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(jié)合鉆機回轉(zhuǎn)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(guān)鍵層懸露長度等。結(jié)合9306 工作面現(xiàn)場及設(shè)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(jù)華泓煤業(yè)鉆機設(shè)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(jù)爆破破裂區(qū)范圍確定，淺孔間距L淺根據(jù)深孔間距，考慮巖層性質(zhì)均勻布置。

結(jié)合現(xiàn)場實際情況，深孔間距L深=800 mm。淺部仍然采用爆破切頂，結(jié)合上述分析結(jié)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(shù)值模擬結(jié)果，目標(biāo)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(biāo)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(biāo)切頂高度厚度，取0.1 m。計算得預(yù)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(guī)程》相關(guān)規(guī)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(yè)9+10 號煤層直接頂為8.3 m 厚的K2 石灰?guī)r，深孔爆破后對K2 石灰?guī)r基本無影響，可采取深淺孔結(jié)合的方式進行切頂卸壓?？紤]到深孔封孔長度為6 m，則淺孔深度設(shè)為7 m，具體參數(shù)見表2。

表2 爆破鉆孔參數(shù)Table 2 Blasting borehole parameter

5 裝藥及封孔結(jié)構(gòu)

裝藥及封孔結(jié)構(gòu)如圖10 所示。

圖10 裝藥及封孔結(jié)構(gòu)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(shù)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(guī)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(shù)量55 卷；淺孔裝藥量為4.5 kg，藥卷數(shù)量22 卷。

（3） 裝藥及封孔結(jié)構(gòu)。

孔內(nèi)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(nèi)并聯(lián)、孔間串聯(lián)連接，每次爆破個數(shù)應(yīng)根據(jù)現(xiàn)場試驗確定。按照華泓煤業(yè)通風(fēng)風(fēng)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(yù)應(yīng)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(guī)格為φ21.8 mm×7 200 mm，施工間排距1 650 mm×1 300 mm，鋼托盤規(guī)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(yù)緊力≥292 kN，如圖11 所示。

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

7 結(jié) 論

（1） 華泓煤業(yè)9306 工作面采用沿空留巷無煤柱開采技術(shù)，通過對巷道表面變形監(jiān)測數(shù)據(jù)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(shè)計應(yīng)用效果良好。

（2） 華泓煤業(yè)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(jīng)濟效益。