宋 權

（晉能控股煤業(yè)集團地煤大同有限公司，山西 大同 037001）

0 引言

隨著煤礦開采工作不斷深入和增加，煤礦開采工作中存在的問題也逐漸增加，其中因為開采技術問題，造成了煤炭資源浪費現象，以及煤柱的留設問題增加了安全隱患。無煤柱開采技術應用后，煤炭資源的回采率得到了顯著提升，能夠最大程度地避免留設的煤柱對下伏工作面產生的集中壓力帶來的一些安全隱患，同時又能少掘巷道，緩解采掘緊張壓力。作為實現綠色高效、安全經濟的一種開采方法，近年來無煤柱開采技術受到了各界的重視。

過去，許多礦井在無煤柱開采中，采用在采空區(qū)充填固體（膏體）及混凝土充填泵高壓噴射混凝土充填墻體沿空留巷，無法解決應力集中的問題，并且這種留巷速度較慢，成本較高。利用密集孔切頂卸壓技術沿空留巷，充分利用巖石的特性，改變頂板的受力狀態(tài)，進而創(chuàng)造出一種全新的結構弱面，讓開采中的頂板根據最初設定的高度自動垮落形成巷幫，能夠有效解決工作面采空區(qū)頂板壓力的影響，大大降低了沿空留巷的巷道變形量。目前這種密集孔切頂卸壓技術在薄煤層無煤柱開采中得到了廣泛應用。

1 工程概況

1.1 工作面概況

8514工作面位于7號層305盤區(qū)，工作面北部為305回、305皮、305軌3條盤區(qū)大巷，南部為實體煤，西部為8512綜采工作面采空區(qū)，東部為8516準備工作面。上覆28～35 m對應3號層8103、8105工作面采空區(qū),均為長壁垮落法開采，采厚3.0～3.4 m；上 覆44～60 m對 應2號 層8105、8107、8109、8111、8302、8304、8306工作面采空區(qū)，開采方法均為刀柱式采煤，采厚4.1～5.7 m；下伏為11-1號層8127工作面采空區(qū)，與11-1號層間距約65 m，為長壁垮落法開采；對應地面位置無建筑物，地表為黃土臺地。地面標高為1 221～1 233 m，工作面標高為1 007～1 025 m，埋藏深度208～214 m。

8514工作面走向長度710 m，傾向長度135 m，面積95 850 m2；煤層屬于侏羅紀大同組7號層煤，煤層總厚為0.97～1.5 m，平均1.3 m，煤層賦存較穩(wěn)定，結構簡單，層理、節(jié)理較發(fā)育，屬近水平煤層，傾角0°～4°，平均2°，圖1為工作面巷道布置圖。

圖1 工作面巷道布置圖

1.2 煤層頂底板情況

表1為煤層頂底板性狀表。

表1 煤層頂底板性狀表

2 密集孔切頂卸壓原理和工藝

2.1 密集孔切頂卸壓原理

密集孔切頂卸壓就是在所留巷道內靠近開采工作面一側的頂板按照一定的角度、深度、孔徑、間距施工密集鉆孔進行切頂預裂。在回采的過程中，在頂板壓力的作用下，密集切頂卸壓孔對沿空留巷頂板形成切縫，沿補強支護方向切斷工作面頂板與巷道頂板巖層的整體性、相互作用應力，使巷道頂板形成懸臂梁結構。在保障沿空留巷頂板完整性的同時，減少沿空留巷巷道頂板壓力，減少巷道的變形，使工作面采空側頂板沿密集孔切縫充分垮落形成巷幫，實現隔離采空區(qū)，同時結合一部分巷旁錨索、單體柱補強支護及擋桿支護等技術，提高留巷的穩(wěn)定性，最終實現了卸壓、留巷的目的。

2.2 密集卸壓孔參數

密集孔切頂卸壓無煤柱開采技術，這種改變巷道頂板受力狀態(tài)的方式，需要在施工前確定相應的參數，才能夠更好地起到卸壓、預裂效果。關鍵參數包括切頂孔高度、切頂角度以及鉆孔間距。

2.2.1 切頂孔高度

在全面考慮開采巖體中的不同巖層的力學參數后，通過計算數值模擬模型得出的結果，綜合現場實際情況，實現切頂后垮落的頂板對采空區(qū)充分起到支撐作用并形成巷幫，最終確定相應的切頂高度為6 m。

2.2.2 切頂角度

切頂角度的選擇，能夠對巷道的圍巖產生一定的影響，通過數值模擬計算模型，對不同切頂角度進行計算，將計算結果相對比，選擇最有利于巷道穩(wěn)定的方案。一般切頂孔與水平方向夾角（傾向采空區(qū)側）為70°或者75°，結合現場實際選擇75°。

2.2.3 鉆孔間距

合理的鉆孔間距能實現在工作面回采后，沿密集卸壓孔方向形成預裂切縫面，同時又能夠減少施工鉆孔的工程量。這需要進行實地的試驗判斷，對不同的孔間距進行試驗，對試驗結果進行總結和觀察，結合施工經驗，確定具體的孔間距參數。根據開采經驗，通過對250、350、500 mm 3個孔間距參數中進行實驗，從現場效果確定選取間距350 mm、孔徑50 mm，圖2為密集孔切頂卸壓預裂效果圖。

圖2 密集孔切頂卸壓預裂效果圖

2.3 施工工藝

2.3.1 沿空留巷補強錨索支護

7號層2514巷道矩形斷面，凈寬4.8 m，凈高2.6 m，永久支護采用錨桿、錨索聯合支護。錨桿采用18 mm×1.8 m長的左旋無縱筋螺紋鋼，排間距1 m×1 m，共5排。錨索采用21.8 mm×8 m的鋼絞線，距采空區(qū)側0.7 m每米布置1根錨索；距兩幫1.8 m的巷中每2 m布置2根錨索；距實體側0.7 m每3 m布置1根錨索，共布置4排，為413231布置，圖3為2514巷道補強支護圖。

圖3 2514巷道補強支護圖

2.3.2 施工密集切頂卸壓孔

施工完成補強錨索后，在8514工作面回采前，超前工作面一定距離，對2514沿空留巷采空側距巷幫0.2 m施工切頂卸壓孔，孔距0.35 m,孔深6 m，孔徑50 mm，夾角傾向采空區(qū)側75°。

2.3.3 沿空留巷液壓支柱補強支護及擋桿支護

隨工作面推進，沿空留巷采取密集單體支柱、金屬網擋矸支護方式。支護采用DW28-250/100X單體液壓支柱配合0.8 m長π型梁進行支護，靠近采空區(qū)側支設3排單體，排距為0.6 m，第一排（距采空區(qū)0.4 m）、第二排柱距0.5 m，第三排柱距1 m，每2根單體配合1根0.8 m長的π型梁。靠近實體煤支設一排單體柱（距實體煤0.6 m），柱距為1 m，每根單體配合1根0.8 m的π型梁。在密集支柱的采空側鋪設規(guī)格為2.2 m×1.1 m金屬網擋矸，同時配合工字鋼（道軌）進行支護。每排所有單體柱用防倒裝置相連接。圖4為擋桿效果圖，圖5為2514巷單體液壓支柱補強支護效果圖，圖6為回采后2514巷擋矸支護效果圖。

圖4 擋桿效果圖

圖5 2514巷單體液壓支柱補強支護效果圖

圖6 回采后2514巷擋矸支護效果圖

2.3.4 礦壓觀測及回撤單體柱

為進一步加強沿空留巷礦壓監(jiān)測，準確掌握礦壓顯現規(guī)律，工作面沿空留巷除正常對頂板離層儀觀測外，增設單體液壓支柱礦壓表和自制的頂底板移近量觀測儀。每20 m設置1組，每天進行觀測，建立觀測臺帳，并對礦壓數據進行分析。根據礦壓觀測分析結果，沿空留巷在距工作面150 m以外的壓力穩(wěn)定區(qū)，對靠實體煤一側單體液壓支柱進行回撤，隔1根回撤1根（見二回一）?；爻泛箜數装逡平亢晚敯逑鲁亮繜o明顯變化。

在回采8516工作面時，按照回撤超前支護的方法，回撤單體柱。在回收單體柱前，必須認真檢查作業(yè)地點周圍的頂板情況，排除一切不安全隱患，徹底檢查好作業(yè)地點的環(huán)境，同時處理好機道內的傘檐、片幫，嚴格執(zhí)行敲幫問頂制度?；爻穯误w液壓支柱必須按照由古空側向支護側依次回撤，嚴禁無順序回撤。在回單體柱前作業(yè)人員需提前采用專用長柄箍固定住單體柱（防止單體住卸液后傷人），然后回柱人員必須站在支護完整且安全的地點使用長柄工具操作單體柱卸液，當單體柱降下后，使用專用長柄箍將單體柱撤回。單體住降下以后，人員站在支護完整且安全的地點用前期固定好的長柄箍將已經降柱的單體柱回收出來放到指定位置碼放整齊?；厥栈ㄟ吜簳r，人員站在支護完整且安全的地點用長柄工具鉤取至安全地點進行回收，嚴禁人員擅自進入采空區(qū)進行取柱或柱帽等。圖7為礦壓觀測實圖。

圖7 礦壓觀測實圖

2.3.5 尾端頭懸板治理

工作面尾端頭為上個工作面的沿空留巷巷道，懸板不易垮落，根據現場實際情況，回采時提前在尾巷打密集孔進行切頂卸壓。切頂卸壓孔垂直布置與巷道，每15 m打1組，每組2排，排間距500 mm×300 mm，孔深6 000 mm，孔徑50 mm，與頂板夾角垂直。通過密集孔進行切頂卸壓，工作面尾端頭懸板小于50 m2，頂板垮落充分。

2.3.6 工作面切眼初采預裂

初采時對工作面切巷進行密集孔預裂，切頂預裂孔布置切眼巷南幫（預裂孔距南幫500 mm），每隔0.3 m布置1個切頂預裂孔，從頭巷、尾巷往工作面以里各布置25 m。規(guī)格為：眼距為300 mm，孔深6 000 mm，孔徑50 mm，與頂板夾角垂直。

3 效益分析

7號層8514工作面走向長度710 m，2514巷道為沿空留巷，是8516和8514工作面共用巷道。8516工作面可少掘一條4.8 m×2.6 m巷道約710 m，每米巷道成本為3 800元，節(jié)省成本269.8萬元；無煤柱開采可多采出煤量2.9萬t，按煤價400元/t，可增收1 160萬元；沿空留巷需支設單體支護3 300根，費用約396萬元。綜合計算每個綜采工作面可增收1 033.8萬元。

2514巷道通過密集孔切頂卸壓實現了沿空留巷，只施工卸壓鉆孔，未采用爆破的方式，取得了預期效果，實現了無煤柱開采。初步估算可節(jié)省爆破材料費用約4萬元。

4 存在的問題、原因分析及治理方案

4.1 現場實施存在的問題

1）沿空留巷巷道在開采下一個工作面時，部分區(qū)段礦壓顯現明顯，個別區(qū)域巷道變形較大，靠采空側擋矸支護的工字鋼（道軌）被壓彎，部分嚴重地段甚至出現失去支護作用。及時采取補打錨索或架設有腿金屬棚的方法加強支護。超前支護除原有沿空留巷支設的單體支柱外，增加一排單體支柱，長度為30 m。后期考慮采用可伸縮U型鋼進行擋矸支護。

2）沿空留巷巷道使用擋矸網配合廢舊風帶治理采空區(qū)漏風問題，后期推廣使用水泥毯封堵采空區(qū)，水泥毯澆水后封堵效果更好，采空區(qū)封堵嚴密，無氣體超限、無自然發(fā)火征兆。

4.2 原因分析

通過在沿空留巷施工密集切頂泄壓孔形成裂縫，切斷了采空區(qū)頂板與沿空留巷頂板的原有整體性，切斷了兩者之間的物理聯系，增加了采空區(qū)頂板的的自由面。在開采方向，隨著工作面支架前移，工作面直接頂板隨采隨落，由于垮落的巖石具有碎漲性，垮落巖石的高度大于工作面煤層開采高度，矸石在擋矸支護等作用下，形成巷道臨時巷幫。隨著工作面的向前推進基本頂彎曲下沉、垮落，此時上覆巖層運動基本完成，原垮落的矸石在基本頂的作用下，被逐漸壓實，形成了沿空留巷的采空區(qū)側永久性巷幫。巷道的頂板在錨桿、錨索及單體柱共同支護的作用下，保持基本穩(wěn)定，這樣就形成了沿空留巷。

在巷道側面方向，隨著工作面的向前推進，上覆基本頂巖層彎曲下沉、斷裂，斷裂位置一般位于實體煤層中，斷裂的關鍵層一端由巷道一側的實煤體支撐，另一端由巷道另一側垮落的巖石支撐。由于實煤體的壓縮強度，遠遠大于垮落矸石的壓縮強度，造成上覆關鍵巖層出現非對稱性傾斜下沉。所以沿空留巷巷道的變形量一般是采空區(qū)側大于實體煤側。如果用可伸縮U型鋼支護，當頂板下沉，U型鋼可通過縱向伸縮實現讓壓的作用，不會出現工字鋼（道軌）壓彎、斷裂失去支護的現象。

5 結論

姜家灣煤礦因地制宜，結合本礦地質條件“一面一策”，不斷優(yōu)化和完善沿空留巷施工工藝，由原來采用編織袋（矸石）填充方法優(yōu)化為用混凝土充填泵高壓噴射混凝土充填墻體沿空留巷。但是，上述方法存在留巷的巷道頂板壓力大，難管理，存在巷道變形嚴重、巷道維護困難、安全隱患大、維護成本高等缺點。采用密集孔進行切頂卸壓沿空留巷，以“切頂卸壓+補強支護+回撤單體”為主的工藝實現了無煤柱開采。該種工藝無需要進行聚能管爆破作業(yè)，避免了放炮施工作業(yè)中存在安全風險。通過礦壓監(jiān)測數據和巷道變形位移量實測，頂板最大下沉量為155 mm，底板最大底鼓量為78 mm，兩幫最大變形量為69 mm，留巷巷道斷面能夠滿足相鄰面使用。

總之，姜家灣礦采用密集孔切頂卸壓技術沿空留巷，不僅成功實現了無煤柱開采，緩解了礦井采掘緊張的局面，達到了礦井精采細采。