15112 无煤柱工作面切顶卸压沿空留墙技术研究与应用

鲍佳星 王 涛

（1.山西长治王庄煤业有限责任公司，山西 长治 046000；2.山西煤炭运销集团长治有限公司，山西 长治 046000）

合理的巷道布置方式是保证采掘接续平衡、提高煤炭采出率的重要手段[1]。我国大多数煤矿的工作面主要采用宽煤柱双巷布置方式，其优点是技术适应性强，巷道易于维护，但会带来严重的资源浪费，也影响了煤矿的正常采掘衔接。受制于剩余资源储量的限制，为提高煤炭采出率，许多煤矿实施了无煤柱开采技术，并取得了良好效果[2-4]。由于不同的开采条件、采掘衔接、技术装备水平等因素制约，无煤柱开采技术方案各有其针对性。无煤柱开采常用方法是沿空留巷，应用范围主要是薄及中厚煤层工作面和厚煤层放顶煤工作面。王庄煤矿采用大采高一次采全高工艺开采太原组15#煤层，采高4.2 m，若采用20 m 区段煤柱布置工作面，不但造成资源浪费，而且不合理的煤柱也会引起应力集中，威胁安全生产[5]。为提高煤炭采出率和巷道掘进速度，优化生产布局，决定采用沿空留墙无煤柱开采技术，并选定15112 工作面开展实践应用研究。

1 工程背景

王庄煤矿15112 工作面是15#煤层第二个工作面，也是规划的第一个无煤柱工作面，位于一采区东北部，地面标高+1 201.9～+1 390.3 m，工作面标高+892～+937 m，南部为15#煤三条大巷，东侧和北侧为井田边界，西侧为15110 工作面（未开采）。15112工作面设计可采长度952.6 m，切眼长度337 m。工作面布置如图1。

图1 工作面布置示意图（m）

15112 工作面开采范围内煤层倾角3°～8°，平均5°，含一层夹矸，内生裂隙发育，结构较简单，层位稳定。煤层净厚度3.56～4.24 m，平均3.9 m，采高4.2 m。工作面直接顶为泥岩，平均厚度2.18 m；基本顶为石灰岩，平均厚度7.32 m；直接底为碳质泥岩，平均厚度0.32 m；基本底为泥岩，平均厚度1.96 m。

15112 运输顺槽紧邻15110 运输顺槽布置，设计长度1026 m。巷道断面为矩形，掘宽5.5 m，掘高4.2 m，掘进断面23.1 m2，采用锚网索联合支护。顶板支护采用每排5 根Ф22 mm×2400 mm 螺纹钢锚杆，每两排顶锚杆间打设2 根Ф18.9 mm×6300 mm 锚索；回采帮采用Ф22 mm×2400 mm 螺纹钢锚杆，外帮采用玻璃钢锚杆，帮锚杆距底板300 mm 起打设；锚杆间排距1200 m×1200 m，锚索间排距2200 m×1200 m。顶板采用5900 mm×1300 mm 规格金属网，两帮分别采用4100 mm×1300 mm 金属经纬网和矿用阻燃塑料网，网格50 mm，用14#铅丝隔孔连接、双丝双扣，网片搭接100 mm。计划在15112 运输顺槽和15110 运输顺槽之间施工混凝土墩柱墙，实现无煤柱工作面连续布置。

2 沿空留墙技术方案

2.1 沿空留墙技术原理

工作面圈出后、回采前，在15112 运输顺槽的外帮扩帮，扩帮后采用锚网索支护；在扩帮区域的底板开挖墩柱基坑并用混凝土浇筑基础，基础凝固后施工钢筋混凝土墩柱，墩柱间的空隙用泡沫混凝土充填，固结后形成墩柱墙。待15112 工作面回采结束，采空区岩层活动稳定后，在混凝土墩柱墙另一侧掘进15110 运输顺槽，从而实现无煤柱开采。在采掘活动过程中，墩柱墙主要作用有：1）支撑作用—支撑采空区垮落带边缘的顶板载荷，分担和减轻巷内支护的压力；2）切顶作用—利用巷旁支护切断顶板，避免顶板沿煤帮处断裂；3）隔离作用—有效隔绝采空区有害气体涌出和水害风险，防范采空区自然发火。沿空留墙无煤柱开采技术原理如图2。

图2 沿空留墙技术原理图

2.2 沿空留墙承载能力验算

由2.1 的分析可知，沿空留墙实施的关键在于作为巷旁支护的墩柱墙的承载性能。为确保墙体的支护能力满足要求，可采用“分离岩块法”对墙体载荷进行计算，力学模型如图3[6]。

图3 沿空留墙技术原理图

沿空留墙处于未采动工作面的高应力区和已采工作面的采空区之间，已采工作面回采后形成的在沿空巷道和巷旁支护上方一定范围内的分离岩块构成了墙体的载荷。工作面采空区为岩块提供了自由面，在一定高度上岩体产生离层，进一步导致岩块沿煤壁以α角断裂，断裂后形成的自由岩块成为墙体的载荷。载荷计算如公式（1）：

式中：q为墙体上方的载荷，MPa；b为墩柱墙内侧到相邻工作面煤壁的距离，取15110 运输顺槽的掘宽5.5 m；x为墙体宽度，取1.2 m；a为墙体外侧悬顶距离，取0.3 m；γ为顶板分离岩块容重，取25 kN/m³；h为工作面采高，取4.2 m；α为剪切角，根据经验取26°；θ为煤层平均倾角，取5°。

以上数据代入公式（1），计算可得墙体上方的载荷q=3.04 MPa。动压系数取2，墙体宽度为1.2 m，则采用分离岩块法计算出沿空留墙上方承受的围岩压力Q=7296 kN/m。

沿空留墙中的墩柱起支撑作用，泡沫混凝土仅起到密闭隔离作用。在工程实践中，混凝土墩柱实际承载能力受多种因素影响。王庄煤矿在施工前对C35 泵注混凝土进行井下实测，14 d 抗压强度达到40 MPa 以上；通过墩柱承载试验实测结果，Ф1 m墩柱的荷载可达15 000 kN 以上。按墩柱实测承载力15 000 kN 计算，墩柱净间距应满足式（2）：

式中：L为墩柱净间距，m；P为墩柱承载力，取试验实测结果15 000 kN；k为安全系数，取1.2；Q为墩柱墙延米载荷，根据上文计算结果，取7296 kN/m；d为墩柱直径，取1 m。

以上数据代入公式（2），计算可得L≤ 0.71 m，即采用C35 混凝土浇筑的Ф1 m 墩柱时，净间距不超过0.71 m，中心距不超过1.71 m。本次设计选用墩柱中心距为1.5 m，墩柱墙支护强度能够满足安全要求，后期可根据矿压监测结果和留墙效果优化调整。

2.3 技术方案

根据沿空留墙无煤柱开采的技术原理，墩柱墙主要施工工序为：巷道扩帮→扩帮区支护→墩柱基础坑起底→混凝土制备与输送→墩柱基础坑浇筑→墩柱浇筑→墩柱空隙充填密闭成墙。

2.3.1 扩帮与支护

15112 运输顺槽内布置有电气列车和胶带输送机等设备，可用空间有限，需要在原断面基础上对巷道外帮进行刷扩。结合墙体设计参数要求，设计混凝土墩柱直径1 m，充填后墙体宽度1.2 m，设计扩帮宽度1.2 m，巷宽由5.5 m 变为6.7 m，巷高不变。扩帮后裸露的顶板和煤帮仍采用锚网索支护，顶板打设2 根螺纹钢锚杆和1 根锚索，煤帮打设4 根玻璃钢锚杆，支护材料规格、支护参数与原巷道支护相同。

2.3.2 墩柱基础施工

巷道直接底为1.5 m 厚泥岩，遇水易膨胀弱化产生底鼓，浇筑墩柱前要先对底板加固。底板起底宽度1.2 m，深度1 m，采用无声膨胀剂+风镐施工，起底后用10#铅丝绑扎钢筋笼，并将钢筋笼与用6#钢筋网编制成的Ф0.8 m、高1 m、排距1500 mm 的墩柱箍筋连接固定，绑扎完成后用C40 混凝土浇筑基底。

2.3.3 混凝土制备与输送

柔模混凝土输送方式由两部分构成：一是在地面搅拌站对水泥、砂子、石子等干组成材料进行配比，二是采用无轨胶轮车将混凝土干料运至15112工作面运输顺槽材料硐室内的制备站，使用MJSY-2300G 型煤矿用混凝土搅拌机进行湿料搅拌，生产能力50 m3/h。混凝土湿料通过HBMG80/16-110SF型煤矿用混凝土输送泵输送至作业区域，泵送能力16 MPa，输送管内径125 mm，最远水平输送距离850 m。

2.3.4 浇筑墩柱

基础凝固后支设墩柱模型，将Ф1 m 的套管与模袋使用1.5 寸钢管以每3 个待浇筑墩柱为一组绑扎固定，然后绑扎箍筋，每个墩柱绑扎钢筋65 kg。注料软管用铁丝绑扎在顶板上，墩柱模型支设完成后浇筑C35 混凝土，混凝土要注满接顶，保证墩柱能够主动支护顶板。墩柱凝固后拆除模型，进行下一施工循环。墩柱施工如图4。

图4 混凝土墩柱施工图（mm）

2.3.5 墩柱空隙充填密闭成墙

浇筑成的墩柱与煤帮间留有200 mm 空隙，墩柱间还留有500 mm 间隙，需要用泡沫混凝土进行充填，以隔离15112 采空区，防止15110 运输顺槽沿墙掘进期间出现瓦斯积聚、采空区积水涌出等，影响生产安全。柱间充填体不用于承载，仅用于密闭。墩柱浇筑完成后，在墩柱巷道侧挂设风筒布+钢筋网，煤帮侧挂设钢筋网，钢筋网和风筒布长1026 m，高4.2 m，用Ф20 mm×1200 mm 锚栓固定，间排距1000 mm×1500 mm。墩柱巷道侧支设木板和钢模，先下后上分层浇筑泡沫混凝土，其主要组分包括普通硅酸盐水泥、泡沫剂、粉煤灰、外加剂和水。充填体积约3 332.5 m3，凝固成型后拆除模板。

3 切顶卸压方案设计

3.1 切顶孔参数设计

15112 工作面的基本顶为厚度7.32 m、硬度系数大于5 的石灰岩，在工作面回采后，未充分垮落的岩层断裂形成具有一定厚度和宽度的岩块，这些岩块在采空区上方形成“砌体梁”结构，梁的一端作用在巷旁支护墩柱墙上，使墙体承受较大的支承压力，容易导致墙体出现过度的变形甚至破坏[7]。为改善墙体和巷道所处的应力环境，采用钻孔爆破预裂技术，通过爆破产生的能量对顶板岩层定向预裂。根据工作面顶板条件，结合工程类比法，设计切顶孔的深度、角度、间距等参数，其中临界顶板预裂深度计算公式为[8]：

式中：Hc为工作面采高，取4.2 m；ΔH1和ΔH2为顶板和底板下沉量，参考15101 工作面的开采实践，分别取60 mm 和290 mm；K为碎胀系数，顶板为泥岩和石灰岩，取1.25；θ为煤层倾角，取5°。

以上数据代入公式（3），计算得出临界顶板预裂深度为15.9 m，因此切顶的垂直深度不应小于该高度。结合工作面顶板岩层条件，确定在15112运输顺槽内距墩柱墙0.5 m 布置深、浅两种钻孔，如图5 所示：深孔深度18 m，孔间距2 m，用于预裂深部顶板，改变上覆岩层结构；在每2 个深孔之间布置2 个浅孔，浅孔深度7 m，孔间距1 m，用于预裂基本顶石灰岩，并使直接顶泥岩充分垮落。15112 运输顺槽内共施工深孔351 个、浅孔697 个，采用切顶钻机进行施工，垂直顶板打设，钻孔直径60 mm。

图5 切顶孔布置俯视图（mm）

3.2 切顶孔装药爆破

切顶孔施工完成后，即可装药爆破。采用正向装药、多雷管引爆方式，炸药为煤矿许用三级乳化炸药。每个浅孔装药4.5 kg，2 发雷管；每个深孔装药12 kg，6 发雷管。黄土炮泥封孔，浅孔封泥长度2.5 m，深孔封泥长度6 m。使用MFB-200 型起爆器，对超前工作面20～40 m 范围内的钻孔进行爆破，从靠近工作面的炮孔开始依次向外爆破，单次起爆钻孔6 个。爆破结束后，使用钻孔窥视仪在相邻未爆破的钻孔内进行窥视，发现孔内已形成纵向不连续细小裂隙，爆破预裂效果明显。

4 工程应用效果

4.1 支护效果

为了掌握切顶卸压沿空留墙巷道的矿压显现规律和检验巷道支护效果，在15112 工作面回采期间对15112 运输顺槽进行了表面位移观测。根据观测结果，距工作面110 m 以外的巷道围岩稳定，未发生变形；进入距工作面110 m 范围，巷道开始出现底鼓，底鼓量约35 mm，两帮变形不明显；距工作面80 m 时，底鼓量约147 mm，两帮移近量约60 mm；距工作面35 m 时，底鼓量约280 mm，两帮移近量100 mm。进入超前支护区后，在超前支架的支撑下，顶底板最大移近量350 mm，其中顶板下沉量50 mm，约占总移近量的1/7；两帮最大移近量160 mm，其中墙体帮变形量约30 mm，占总移近量的1/5，说明巷道的变形以底鼓和回采帮内移为主。回采期间巷道整体状况良好，未出现锚杆锚索受压被拉断现象，靠近工作面的墙体未出现明显裂缝，表面光洁平整，结构稳定，留墙效果较好。

4.2 经济效益

通过在15#煤层实施无煤柱开采，可节约工作面区段煤柱20 m，按15112 工作面设计可采长度952.6 m，平均采高4.2 m，容重1.42 t/m3，回采率93%计算，能多回收煤炭资源10.6 万t，吨煤价格按480 元计算，可创收5072 万元，经济效益显著。王庄煤矿正常情况下掘进顺槽巷道日进尺8 m 左右，采用沿空留墙技术，减少了相邻巷道掘进期间的外帮支护，简化施工工序，可提高巷道掘进速度，预计能达到10 m/d，有利于缓解矿井采掘衔接紧张问题。

5 结论

1）以王庄煤矿15112 工作面运输顺槽为背景，通过分析研究及现场应用，在4.2 m 厚煤层工作面通过留设1.2 m 宽墩柱墙实施无煤柱开采是安全可行的。

2）设计了沿空留墙技术的工艺流程和墩柱墙施工方案，结合爆破预裂切顶卸压技术，工作面回采期间巷道表面变形量较小，留墙效果良好，实现了沿空留墙巷道的稳定性控制。

3）通过15112 运输顺槽沿空留墙试验，在15112 工作面实现了无煤柱开采，较20 m 宽煤柱方案多回收煤炭资源10.6 万t，经济效益显著，具有良好的推广应用前景。