張 赟

（山西介休義棠青云煤業(yè)有限公司，山西 介休 032000）

井工煤礦開采中，工作面間一般留設(shè)較寬的煤柱以降低相互采動影響，導(dǎo)致煤炭資源浪費(fèi)嚴(yán)重[1-2]。在上一工作面及本工作面回采多重應(yīng)力擾動下，工作面巷道處于高應(yīng)力區(qū)而發(fā)生嚴(yán)重變形，維護(hù)困難，給工作面安全回采構(gòu)成威脅[3]。留設(shè)窄煤柱切頂卸壓技術(shù)成為解決這類問題的主要技術(shù)方法[4-5]。在這方面研究中，方慶生研究了臨空面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植继卣?，提出了爆破切頂卸壓技術(shù)[6]；閆小濱基于預(yù)裂爆破切頂卸壓技術(shù)原理，給出了切頂卸壓窄煤柱沿空掘巷技術(shù)[7]；張子健等針對堅(jiān)硬頂板窄煤柱沿空掘巷圍巖控制工程問題，研究了切頂條件下窄煤柱沿空掘巷頂板運(yùn)動規(guī)律，分析了切頂高度對窄煤柱變形和巷道圍巖穩(wěn)定性的影響[8]；梁潔等為解決大采高工作面強(qiáng)動壓影響工況條件下小煤柱沿空掘巷維護(hù)難題，研究采空區(qū)側(cè)頂板斷裂對小煤柱護(hù)巷圍巖穩(wěn)定性的影響，建立了沿空掘巷側(cè)向頂板斷裂及煤柱載荷計(jì)算模型，基于切頂卸壓沿空掘巷原理，提出采用切頂方法來減小煤柱載荷，達(dá)到卸壓效果[9]。綜合文獻(xiàn)分析，窄煤柱切頂卸壓技術(shù)對于釋放煤柱資源與保證巷道穩(wěn)定是十分必要的手段。為此，以青云煤業(yè)020205 工作面為研究背景，通過合理確定煤柱尺寸，提出有效的窄煤柱切頂卸壓技術(shù)以及相匹配的支護(hù)方法，對提高煤炭資源回采率，保證巷道穩(wěn)定具有重要實(shí)踐意義。

1 概況

020205 工 作 面 主 采2#煤 層， 煤 層 傾 角8～10°，煤層厚度2.1～2.5 m，均厚2.3 m。020205工作面西部為井田邊界保護(hù)煤柱，東部為二采區(qū)專用回風(fēng)巷，南部為現(xiàn)采020203 工作面，北部為實(shí)體煤。采用綜合機(jī)械化采煤工藝。頂?shù)装迩闆r見表1。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

目前，020203 工作面主要采用寬煤柱護(hù)巷，煤柱寬度為20 m。020203 軌道順槽受鄰近工作面采動影響，巷道變形嚴(yán)重，復(fù)修頻率高，對礦井的安全生產(chǎn)造成不利影響。同時(shí)，兩工作面間煤柱寬度留設(shè)大，造成大量煤炭資源損失。對于020205 工作面的回采，研究采用窄煤柱切頂卸壓技術(shù)，為此需要確定合理的煤柱尺寸，并提出有效的窄煤柱切頂卸壓方法，以實(shí)現(xiàn)礦山安全高效開采。

2 工作面煤柱留設(shè)寬度確定方法

2.1 理論計(jì)算

如果留有較厚的煤柱，會降低煤炭采出率；如果留有較窄的煤柱，會降低煤柱的有效承載能力，導(dǎo)致煤柱失效。窄煤柱寬度B的理論計(jì)算式如下[10]：

式中：X1為靠采空區(qū)側(cè)煤體塑性區(qū)寬度，m；X2為巷道側(cè)錨索有效長度，6.0 m。X3為煤柱有效承載厚度，m。

其中X1確定方法如下：

式中：M為采高，2.3 m；A為側(cè)壓系數(shù)，0.38；C為內(nèi)聚力，6.5 MPa；φ為內(nèi)摩擦角，30°；K為平衡系數(shù)，2.0；H為煤層埋深，730 m；Pz為支架阻力，0.62 MPa；γ為容重，26 kN/m3。

將參數(shù)帶入公式（2），可以得到X1=1 m，煤柱有效承載厚度X3=（0.15～0.3）（X1+X2），計(jì)算得X3=1.05～2.1 m，將參數(shù)帶入公式（1），可得B=8.05～9.1 m。

巷道掘出后，所留設(shè)的煤柱在應(yīng)力擾動下將會出現(xiàn)一定范圍的塑性區(qū)。此時(shí)煤柱寬度經(jīng)驗(yàn)計(jì)算式如下：

將參數(shù)帶入公式（3）計(jì)算得：B≥6.6 m。

綜合分析，小煤柱的合理寬度應(yīng)大于6.6 m，且在8.05～9.1 m 范圍內(nèi)。因此，根據(jù)理論及經(jīng)驗(yàn)計(jì)算結(jié)果，初步確定020205 回采工作面窄煤柱寬度為8 m。

2.2 數(shù)值模擬分析

結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果，以2#煤層為工程背景，分別建立煤柱寬度為7 m、8 m 與9 m 的模擬方案，分析巷道切頂后應(yīng)力及位移分布特征。數(shù)值模型尺寸為長×寬×高=300 m×280 m×250 m，模型底部及四周進(jìn)行位移約束，上部施加載荷等效上覆巖層自重。煤巖體力學(xué)參數(shù)見表2。

表2 煤巖體力學(xué)參數(shù)

1）不同寬度煤柱塑性區(qū)分布特征

不同寬度煤柱塑性區(qū)分布情況如圖1。煤柱尺寸為7 m 時(shí)，塑性區(qū)貫穿整個(gè)煤柱，煤柱失去有效承載能力；當(dāng)煤柱增至8 m 時(shí)，煤柱內(nèi)部存在4.2 m 的彈性區(qū)，彈性區(qū)面積占煤柱總面積的52.5%，此時(shí)煤柱具有較好的承載能力；煤柱尺寸為9 m 時(shí)，煤柱內(nèi)部存在6.5 m 的彈性區(qū)，占煤柱總面積的65%，此時(shí)煤柱承載能力進(jìn)一步加強(qiáng)。綜合分析，煤柱寬度在8 m 以上時(shí)，彈性區(qū)面積大于50%，具有良好的支撐能力。

圖1 不同寬度煤柱塑性區(qū)分布圖

2）不同寬度煤柱垂直應(yīng)力分布特征

不同寬度煤柱的垂直應(yīng)力分布情況如圖2。隨著煤柱寬度的增大，煤柱上的應(yīng)力峰值逐漸遠(yuǎn)離020205 軌道順槽。煤柱寬度為7 m 時(shí)，煤柱所受應(yīng)力峰值為15.8 MPa；煤柱寬度為8 m 時(shí)，煤柱所受應(yīng)力峰值為14.5 MPa；煤柱寬度為9 m 時(shí)，煤柱所受應(yīng)力峰值為14.0 MPa。當(dāng)煤柱寬度由7 m 增至8 m 時(shí)，煤柱所受應(yīng)力峰值降低1.3 MPa；當(dāng)煤柱寬度由8 m 增至9 m 時(shí)，煤柱所受應(yīng)力峰值降低0.5 MPa；說明8 m 煤柱寬度能夠在一定程度上保障煤柱的穩(wěn)定。

圖2 不同寬度煤柱垂直應(yīng)力分布圖

3）不同寬度煤柱下巷道變形分布特征

不同煤柱寬度時(shí)020205 軌道順槽變形情況如圖3。隨著煤柱寬度的增加，巷道圍巖的變形并不是對稱發(fā)展的，并且變形主要集中在頂板及煤柱側(cè)。煤柱寬度為7 m 時(shí)，頂板下沉量為375 mm，底鼓量為273 mm，煤柱幫位移量為348 mm，實(shí)體煤幫位移量為247 mm；當(dāng)煤柱寬度分別為8 m 與9 m 時(shí)，頂板下沉量分別為242 mm 與233 mm，底鼓量分別為223 mm 與215 mm，煤柱幫位移量分別為263 mm 與251 mm，實(shí)體煤幫位移量分別為206 mm 與197 mm。相較于7 m 寬煤柱，8 m 與9 m 寬煤柱條件下，巷道整體變形較小，說明當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí)，煤柱承載能力可以滿足巷道穩(wěn)定要求。

圖3 不同寬度煤柱巷道變形情況

根據(jù)上述研究結(jié)果，相較于7 m 寬煤柱，8 m與9 m 寬煤柱條件下，巷道變形較小，考慮煤炭資源高效回收，確定020205 工作面煤柱尺寸為8 m。

3 窄煤柱切頂卸壓方法

3.1 頂板切頂卸壓參數(shù)

在020203 運(yùn)輸順槽實(shí)施超前深孔定向預(yù)裂爆破切頂，以保證切縫效果。主要在巷道頂板中部形成切縫，切斷頂板應(yīng)力傳遞路徑，同時(shí)促進(jìn)采空區(qū)側(cè)頂板及時(shí)垮落。020203 運(yùn)輸順槽上部（從下往上）依次為：中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖，平均厚度4.04 m；1 號煤層0.48 m；細(xì)粒砂巖，平均厚度4.25 m；再往上為泥巖。預(yù)裂鉆孔深度需達(dá)到泥巖層中部，為此確定預(yù)裂鉆孔深度為10 m，預(yù)裂切縫鉆孔與巷道頂板垂直布置，切頂角度取0°。

根據(jù)頂板巖層巖性特征，為保證最終的切縫效果，定向預(yù)裂切縫鉆孔間距采用600 mm，020203工作面運(yùn)輸順槽切縫孔位于巷道中部，切縫孔間距600 mm。根據(jù)礦方實(shí)際情況，鉆孔錨桿機(jī)為Ф42 mm 的鉆頭（配套鉆桿）進(jìn)行打孔，深度10 m，預(yù)裂切縫鉆孔與鉛垂線垂直，如圖4。

圖4 020203 運(yùn)輸順槽切頂示意圖

切縫孔裝藥過程中實(shí)施不耦合裝藥結(jié)構(gòu)，聚能管直徑為33 mm，單根聚能管長度2 m。根據(jù)孔深計(jì)算孔內(nèi)安裝聚能管長度，聚能管用專用連接件連接。將聚能管安裝到位后，采取炮泥封孔方式，炮泥采用紅土制作的機(jī)制炮泥，要軟硬適中，長度不小于2 m。采用MFB200 型起爆器，爆破時(shí)根據(jù)打孔進(jìn)度進(jìn)行爆破，每次爆破10 個(gè)孔。每孔使用雷管5 發(fā)，炸藥5.1 kg。

3.2 頂板精準(zhǔn)定向預(yù)裂鉆孔工藝

該工藝流程為定眼位→準(zhǔn)備鉆機(jī)→調(diào)角度→打切縫孔→清理現(xiàn)場。根據(jù)實(shí)施要求，沿巷道頂板拉線，用噴漆定位鉆孔所在位置，間距600 mm，鉆孔表面以及鉆孔底部必須保持在一條直線上，直線偏差不大于50 mm。采用錨桿機(jī)+Ф42 mm 的鉆頭（配套鉆桿）進(jìn)行打孔，鉆孔深度允許誤差0～100 mm，炮孔角度充許偏離±0.5°。根據(jù)020203 工作面推進(jìn)度進(jìn)行打孔，工作面每推進(jìn)20 m 時(shí)，在工作面超前支護(hù)30～50 m 范圍內(nèi)進(jìn)行打孔。

4 窄煤柱巷道支護(hù)方法

對于留設(shè)窄煤柱的巷道掘進(jìn)而言，巷道在掘進(jìn)以及回采時(shí)期變形尤為劇烈，高應(yīng)力傳導(dǎo)主要是來自煤柱側(cè)。對煤柱穩(wěn)定性的影響主要來自于該工作面回采及鄰近工作面回采應(yīng)力擾動，在雙重應(yīng)力擾動影響下，容易出現(xiàn)巷道變形難以控制的情況。為了避免這一情況的出現(xiàn)，巷道頂板和兩幫均應(yīng)采用鋼筋梯子梁（鋼帶），進(jìn)一步維護(hù)巷道穩(wěn)定。

1）頂板支護(hù)

頂板采用“錨網(wǎng)索+鋼筋梯子梁”支護(hù)。錨桿選用Ф20 mm×2700 mm 螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿采用MSK2335 及MSZ2360 型樹脂錨固劑各1 卷；錨索選用規(guī)格為Ф21.8 mm×6200 mm 鋼絞線，間排距為1300 mm×1600 mm，每根錨索采用3 卷樹脂錨固劑；頂板鋼帶采用Ф14 mm 圓鋼制作，網(wǎng)片采用Ф6 mm鋼筋網(wǎng)，以此來達(dá)到對頂板的有效支撐。

2）兩幫支護(hù)

兩幫采用“錨網(wǎng)+W 型鋼帶”支護(hù)。錨桿采用Ф20 mm×2700 mm 螺紋鋼錨桿，回采側(cè)采用玻璃鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿配套使用MSK2335 樹脂錨固劑及MSZ2360 樹脂錨固劑各1 卷，錨桿托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm；W 鋼護(hù)板規(guī)格：寬280 mm，長450 mm，厚4 mm；兩幫鋼筋網(wǎng)采用8#菱形鋼絲網(wǎng)。

5 應(yīng)用效果分析

窄煤柱切頂卸壓技術(shù)在青云煤業(yè)2#煤層020205工作面進(jìn)行了工程實(shí)踐，實(shí)施前后巷道變形監(jiān)測結(jié)果如圖5。巷道穩(wěn)定后，頂板下沉量為225 mm，底板底鼓量為176 mm，煤柱幫位移量為234 mm，實(shí)體煤幫位移量為187 mm。與實(shí)施前相比，巷道頂板及底板位移量分別降低47.1%與34.8%，巷道煤柱幫與實(shí)體煤幫位移量分別降低36.8%與46.8%，巷道穩(wěn)定性得到了良好控制。與此同時(shí)，留設(shè)窄煤柱后可多回收12 m 寬區(qū)段煤柱，提高了煤炭資源回采率，經(jīng)濟(jì)效益顯著。

圖5 巷道變形監(jiān)測結(jié)果

6 結(jié)論

1）通過理論計(jì)算分析，窄煤柱合理寬度應(yīng)在8.05～9.1 m 范圍內(nèi)，初步確定020205 回采工作面窄煤柱留設(shè)寬度為8 m。

2）通過數(shù)值模擬分析，相較于7 m 寬煤柱，8 m 與9 m 寬煤柱條件下，巷道變形較小，煤柱內(nèi)有效承載的彈性區(qū)寬度大于50%?？紤]煤炭資源高效回收，最終確定煤柱的寬度為8 m，驗(yàn)證了理論計(jì)算結(jié)果的可靠性。

3）研究提出在巷道中部頂板實(shí)施超前深孔預(yù)裂爆破切頂卸壓方法，以及回采巷道頂板采用“錨網(wǎng)索+鋼筋梯子梁”支護(hù)，兩幫采用“錨網(wǎng)+W 型鋼帶”支護(hù)方法，巷道穩(wěn)定性控制較好，提高了煤炭資源回采率，經(jīng)濟(jì)效益顯著。