张青

（翼城华泓煤业有限公司，山西 临汾 043500）

1 概 况

华泓煤业目前所采9+10 号煤层，工作面之间煤柱宽度留设20 m，造成资源浪费。巷道位于应力增高区内，围岩应力大，掘进作业中支护困难。回采作业中，工作面受动压影响，巷道变形，围岩难以控制，易发生顶底板、两帮收缩等问题，不利于安全回采。因此，研究区段不留煤柱、实现采区无煤柱护巷具有重要意义。

华泓煤业9306 工作面井下位于三采区南翼运输大巷东南部，工作面西南部为9304 工作面采空区，东北部为9308 衔接工作面，东南部为矿界F8断层。9306 工作面上覆2101 工作面已回采完毕。该工作面地面标高1 070—1 150 m，井下标高807—832 m，奥灰水位标高624.4—625.4 m，埋藏厚度285～320 m。工作面走向长546 m，采长为210 m。

9306 工作面开采9+10 号煤层，工作面总体形态为南高北低，大体呈单斜构造，煤层波状起伏局部有低洼，煤层厚度为1.9～2.6 m，平均2.3 m。煤层结构简单，普遍含一层较稳定的夹矸，上层煤厚0.7～1.2 m，平均0.8 m；夹矸厚度0.05～0.2 m，平均0.1 m；下层煤厚1.1～1.8 m，平均1.4 m。煤层结构为0.8（0.10） 1.4；煤层倾角1°～6°，平均倾角3°。工作面范围内全部稳定可采，煤层结构简单，层理较明显，节理不发育，硬度系数为2～3。煤种为低灰- 中灰、中硫- 中高硫、高热值- 特高热值的无烟煤。工作面煤层顶底板情况如图1 所示。

图1 煤层综合柱状图Fig.1 Coal seam comprehensive histogram

为提高华泓煤业9306 工作面资源回收率，保证安全开采，现计划在该工作面实施无煤柱沿空掘巷开采技术，实施切顶卸压。

2 切顶卸压分析

切顶卸压是通过预裂爆破技术，将巷道上方基本顶、上覆岩层及一线岩层切断，使巷道顶板由长悬臂梁转变成短悬臂梁结构，阻断应力传递，降低回采动压对留巷的不良影响，并采取一定补强支护措施保证顶板稳定，在工作面回采后采取挡矸措施，使采空区顶板沿切缝垮落并沿挡矸措施一侧形成巷帮，配合临时支护措施使留巷度过工作面动压影响，最后回撤临时支护实现沿空留巷，如图2所示。

图2 切顶卸压沿空留巷技术原理Fig.2 Technical principle of roof cutting and pressure relief gob-side entry retaining

3 沿空留巷切顶高度及关键参数确定

3.1 切顶角度的确定

适宜的切顶角度可有效减少切顶作业时产生摩擦阻力，有助于侧岩层的下落，卸压效果显著。实践经验表明，切缝线应偏向采空区一侧，且角度不宜太大，大角度导致切顶短悬臂结构长度过大，施工难度系数增加。结合9306 工作面实际情况，确定切顶角度≤20°。

3.2 切顶高度的确定

根据力学实验测得的岩石物理力学参数计算上覆岩层各层载荷，确定留巷工作面关键层位。9306工作面覆岩分层参数见表1。

表1 9306 工作面覆岩分层参数Table 1 Stratification parameters of overlying strata of 9306 working face

续表

根据采场“大- 小”结构原理，巷道属于小结构，因此初步判定9+10 号煤层上覆1～6 层中2 层石灰岩对沿空留巷巷道顶板的载荷影响较大，为关键层。因此，利用FLAC3D 软件，按照切断K2 石灰岩的高度和切断K3 石灰岩高度进行模拟分析，即切顶高度8.9 m 和15.8 m。

3.2.1 切顶高度8.9 m 时模拟结果分析

（1） 围岩应力分布。

切顶高度8.9 m 条件下巷道应力分布如图3 所示。从图中可以看出，巷道顶板靠采空区帮一小部分垂直应力向上，其他部分垂直应力均向下，向下的垂直应力最大值为10.34 MPa，位于顶板实体煤帮肩角处；巷道底板垂直应力均向下，底板实体煤帮底角处垂直应力最大，为7.94 MPa，向采空区帮方向逐渐减小；巷道实体煤帮水平应力向左，最大值水平应力为2.96 MPa。

图3 切顶8.9 m时巷道应力分布Fig.3 Stress distribution of roadway at 8.9 m roof cutting

（2） 侧向支承压力分布。

切顶高度8.9 m 条件下留巷侧向支承压力曲线如图4 所示，工作面侧向支承压力在短距离内急剧增长至峰值位置，随后又迅速降低，直至距离留巷煤帮30 m 左右位置时垂直应力变化才开始缓和。侧向支承压力峰值在距离留巷煤帮12 m 左右的位置，大小为19.23 MPa，应力集中系数2.20。

图4 切顶8.9 m时侧向支承压力曲线Fig.4 Lateral abutment pressure curve at 8.9 m roof cutting

（3） 巷道位移分布。

切顶高度8.9 m 条件下留巷垂直位移及水平位移分布如图5 所示。从图中可以看出，巷道顶板整体向下变形，其中实体煤帮侧顶板下沉量较小，向采空区帮侧逐渐增大，至采空区边缘顶板下沉量达到最大，最大下沉量为122.11 mm；巷道底板整体出现底鼓现象，其中底板中部靠近实体煤帮一侧底鼓量最大，达到283.08 mm，向两侧逐渐减小；巷道实体煤帮实体煤出现涨帮现象，在实体煤帮中下部水平位移达到最大30.59 mm。

图5 切顶8.9 m时巷道位移分布Fig.5 Roadway displacement distribution at 8.9 m roof cutting

3.2.2 切顶高度15.8 m 时模拟结果分析

（1） 围岩应力分布。

切顶高度15.8 m 条件下巷道应力分布如图6所示。从图中可以看出，巷道顶板靠采空区帮一小部分垂直应力向上，其他部分垂直应力均向下，向下的垂直应力最大值为8.24 MPa，位于顶板实体煤帮肩角处；底板最大垂直应力区域在实体煤帮底角处，达7.48 MPa，向采空区帮方向逐渐减小；巷道实体煤帮水平应力向左，最大值水平应力为1.95 MPa。在切顶高度为15.8 m 的情况下，巷道围岩应力在邻近采空区一侧有部分卸压，相较于切顶高度为8.9 m 的情况，卸压程度比较明显。

图6 切顶15.8 m时巷道应力分布Fig.6 Stress distribution of roadway at 15.8 m roof cutting

整体来说切顶高度越高，顶板最大垂直应力越小，切顶高度达到基本顶及其上覆关键岩层高度后，切顶高度的对顶板最大垂直应力的影响逐渐减小。

（2） 侧向支承压力分布。

切顶高度15.8 m 条件下侧向支承压力曲线如图7 所示。初始距离内迅速增大，持续一段距离后急剧下降，随后回升至峰值，一直到距离留巷煤帮30 m 左右位置时垂直应力变化才开始持续降低。侧向支承压力峰值出现在距离留巷煤帮30 m 左右的位置，大小为16.95 MPa，应力集中系数1.94。

图7 切顶15.8 m时侧向支承压力曲线Fig.7 Lateral abutment pressure curve at 15.8 m roof cutting

理论上讲，切顶高度与顶板侧向支承压力峰值呈反比关系，切顶高度达到基本顶及其上覆关键岩层高度后，对侧向支承压力峰值及应力集中系数影响减缓。

（3） 巷道位移分布。

切顶高度15.8 m 条件下留巷垂直位移及水平位移分布如图8 所示。巷道顶板整体朝下变形，实体煤帮侧变形相对较小，采空区边缘的顶板变形最大，下沉量101.51 mm；巷道底板发生底鼓，中部偏向煤帮一侧底鼓最为严重，达177.57 mm，两侧底鼓变形缓慢下降；巷道实体煤存在涨帮情况，中下部水平位移最大，为14.27 mm。

图8 切顶15.8 m时巷道位移分布Fig.8 Roadway displacement distribution at 15.8 m roof cutting

3.3 切顶关键参数确定

根据数值模拟结果及顶板岩性情况，综合确定此次切顶高度为15.8 m。超前预裂切缝包含打钻和爆破，施工范围为9306 进风顺槽切眼至停采线外15 m。

4 爆破钻孔参数

4.1 钻孔开口位置

为最大限度保护顶板的完整性，确保留巷断面，钻孔尽可能的贴近回采帮，同时结合钻机回转范围确定开孔位置。一般孔位距离回采帮≤300 mm，且钻孔成一条线分布。

4.2 钻孔角度

如图9 所示，钻孔倾角α 是指在巷道中线剖面图中，钻孔与水平方向的夹角；倾角β 是指在巷 道断面图中，钻孔与竖直方向的夹角。

图9 爆破钻孔布置示意图Fig.9 Blasting borehole layout

钻孔倾角α 需考虑因顶板是否有利于钻机施工、是否有利于钻孔装药、是否能保证切缝效果、是否能减少装药量等因素；爆破钻孔倾角β 需考虑切顶后基本顶、上覆关键层悬露长度等。结合9306 工作面现场及设备情况，确定向工作面回采帮倾斜，α=75°，β=0°。

4.3 钻孔直径及间距

根据华泓煤业钻机设备的实际情况，确定钻孔直径d=50 mm，深孔钻孔间距L深根据爆破破裂区范围确定，浅孔间距L浅根据深孔间距，考虑岩层性质均匀布置。

结合现场实际情况，深孔间距L深=800 mm。浅部仍然采用爆破切顶，结合上述分析结果，浅孔钻孔间距L浅=800 mm。即深孔- 浅孔间距400 mm，深孔- 深孔间距800 mm，浅孔- 浅孔间距800 mm。

4.4 钻孔深度

依照9306 工作面综合柱状图和数值模拟结果，目标切顶高度为15.8 m。钻孔深度H 可通过如下临界公式计算：

式中：H0为目标切顶高度，15.8 m；α 为钻孔倾角，75°；β 为钻孔倾角，0； σ 为煤层倾角；c为钻孔超过目标切顶高度厚度，取0.1 m。计算得预裂切缝钻孔深度H=16.8～16.9 m，因此钻孔深度取17 m。

依照《煤矿安全规程》相关规定，深孔爆破时封孔长度不低于孔深的1/3，即封孔长度不小于6 m，而华泓煤业9+10 号煤层直接顶为8.3 m 厚的K2 石灰岩，深孔爆破后对K2 石灰岩基本无影响，可采取深浅孔结合的方式进行切顶卸压。考虑到深孔封孔长度为6 m，则浅孔深度设为7 m，具体参数见表2。

表2 爆破钻孔参数Table 2 Blasting borehole parameter

5 装药及封孔结构

装药及封孔结构如图10 所示。

图10 装药及封孔结构示意Fig.10 Charging and sealing structure

（1） 炸药。

选用三级煤矿许用乳化炸药，直径φ=32 mm，长l=200 mm，重量m=200 g。

（2） 装药量和药卷数量。

深孔爆破孔深度17 m，装药段长度为11 m，封孔段长度为6 m；浅孔爆破孔深度为7 m，装药段长度为4.5 m，封孔长度为2.5 m，均满足规程要求。

线装药密度q=1.0 kg/m，装药段装药量Q=Lq。则深孔装药量为11 kg，药卷数量55 卷；浅孔装药量为4.5 kg，药卷数量22 卷。

（3） 装药及封孔结构。

孔内分为装药段和封孔段。装药段采用O 型聚能管装药，封孔段采用黄土/ 粘土炮泥和水炮泥封孔，炸药引爆采用矿用电雷管引爆，一起爆破的炮眼雷管段别相同，孔内并联、孔间串联连接，每次爆破个数应根据现场试验确定。按照华泓煤业通风风量计算得到，每次爆破使用炸药量不得大于37 kg，即每次爆破2 个深孔和2 个浅孔，满足要求。

6 巷道补强支护

为确保巷道安全，采取高强预应力锚索补强支护顶板。补强支护施工范围与切顶范围相同，为防止爆破振动对顶板支护的影响，顶板补强支护在切顶后、工作面超前支承压力影响前完成施工。

补强支护锚索规格为φ21.8 mm×7 200 mm，施工间排距1 650 mm×1 300 mm，钢托盘规格为300 mm×300 mm×16 mm。锚索全部垂直于顶板分布，要求锚固力≥520 kN、预紧力≥292 kN，如图11 所示。

图11 巷道补强支护Fig.11 Roadway reinforcement support

7 结 论

（1） 华泓煤业9306 工作面采用沿空留巷无煤柱开采技术，通过对巷道表面变形监测数据分析，巷道表面变形后平均顶板下沉量为101.51 mm，平均两帮移近量为14.27 mm，巷道两帮收缩和顶板下沉位移满足巷道宽度和高度变形要求；两帮移近后巷道宽度大于4 000 mm，满足巷道留巷要求；清理底鼓后，高度满足巷道使用要求。实践表明，此次切顶卸压沿空留巷设计应用效果良好。

（2） 华泓煤业9306 工作面切顶卸压沿空留巷后，取消了保护煤柱，煤价按照每吨600 元计算，多回收煤柱煤量3.45 万t，增加效益2 070 万元，取得了显著的经济效益。