“110工法”无煤柱开采技术试验研究——以贵州发耳煤矿为例

赵云德

（遵义市播州区工业经济局，贵州 遵义 563000）

无煤柱开采技术是近年来逐渐发展成熟的煤层切顶卸压沿空自动成巷无煤柱安全开采技术方法，简称“110工法”[1]。这种新的成巷技术方法是2008年何满潮院士提出“切顶短壁梁”理论，即在采空区侧定向爆破切顶，利用矿山压力，切断部分顶板的应力传递，进而实现自动成巷和无煤柱开采，并逐步形成切顶卸压自动成巷完整技术工艺[2]。自动成巷方法通过改变传统长壁开采一面双巷模式，采用定向预裂切顶留巷技术，将上一区段工作面上顺槽维护保留，作为下一区段工作面回采的下顺槽，从而实现单面单巷开采。它具有能够消除邻近工作面煤体上方应力集中，减小采掘比，提高生产效率，减少资源浪费，避免因煤柱留设造成的煤与瓦斯混合突出、冲击地压、煤体自燃等地质灾害的发生，属于一种安全高效经济科学的开采新技术。

1 工程概况

1.1 工作面位置、周边关系及开采情况

贵州发耳煤矿位于贵州省六盘水市，井下布置50105工作面作为“110工法”无煤柱开采技术试验工作面，50105工作面位于五上采区南翼中部，走向长643.5m～654.1m，倾向宽115.6m～175m，平均145.3m，平面积111211.7m2。井下上限标高+916.8m，下限标高+868.8m。50105工作面北侧为五采区三条下山，南侧为五采区边界巷，西侧1煤层暂无采掘史，东侧为50103老空区。

1.2 开采技术条件及煤层赋存特征

50105工作面煤层最大埋深209m，最小埋深147m，一般178m，回采煤层为龙潭组上段的1煤，1煤主要以暗煤为主，亮煤次之，煤层内生裂隙发育，含夹矸1～2层，夹矸平均厚度为0m～0.7m左右，岩性以深灰色泥岩为主。工作面切眼侧区域1煤层夹矸厚度大于0.7m，使1煤层分叉。1煤平均厚度为1.91m，总体为北厚南薄，东厚西薄，经计算该采面可采储量约为32.8万吨，煤层属Ⅲ类不易自燃煤层，有爆炸危险性。

2 切顶留巷几个关键技术设计试验应用

2.1 顶板预裂切缝设计与应用

采用双向聚能爆破预裂技术，该爆破技术是在对比研究多种聚能爆破和定向爆破方法的基础上发展起来的一种新型聚能爆破技术，施工工艺简单，应用时只需要在预裂线上施工炮孔，采用双向聚能装置装药，并使聚能方向对应于岩体预裂方向[3]。根据以往切顶卸压沿空留巷经验，合理预裂切缝深度（H缝）设计一般大于2.5倍采高，即H缝≥2.5H煤；预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底臌量有关，一般通过如下方式确定：

H缝=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(k-1)

式中：ΔH1：顶板下沉量，m；

ΔH2：底臌量，m；

k：碎胀系数，1.3～1.5；

根据顶板岩性，本设计K为1.4，在不考虑底臌及顶板下沉的情况下，工作面采高H煤为1.91m时，计算得H缝=4.8m。为使细砂岩能够充分垮落并考虑切缝孔倾斜角度综合上述计算结果，预裂切缝孔深度设计为H缝=6m。

切缝钻孔中线距离回采侧帮为200mm。钻孔与铅垂线夹角为0°，切缝孔间距经现场试验爆破成缝效果确定。现场试验时，聚能管安装于爆破孔内，每孔3根聚能管，第3根聚能管长1000mm，首先采用2+1+1的装药方式，但需要根据现场试验情况具体调整，爆破孔口采用专业设备用炮泥封孔，封孔长度2.0m。

2.2 恒阻大变形锚索设计与应用

为了保证切顶过程和周期来压期间巷道的稳定性，在对巷道顶板进行预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强加固。因此恒阻锚索长度一般设计为H缝+2.0m，并确保锚固端位于较稳定岩层内，恒阻锚索设计长度8500m（含300mm外露长度）。恒阻大变形锚索共布设3列，第一列恒阻锚索距切缝钻孔700mm，排距1000mm，锚索沿垂向布设施工；第二列和第三列距离实体煤侧分别为2100mm和3700mm，排1600mm，此列锚索垂直顶板施工。恒阻锚索相邻锚索之间用W钢带连接（平行于巷道走向），恒阻大变形锚索直径取为21.6mm，长度为8500mm，恒阻器长450mm，直径85mm，恒阻值为32t，预紧力不小于25t。

W钢带长宽280mm，长2.4m扩3个孔，托盘规格300mm×300mm× 16mm，中间扩孔直径100mm±1mm。

2.3 巷道临时支护设计与应用

随着工作面继续推进，当巷道距工作面较远时，顶板运动基本会趋于稳定，此时可将架后临时支护的设备撤掉，只进行挡矸支护即可。撤临时支护设备需要根据现场矿压监测的数据，等留巷段顶板稳定以后，才可以撤掉临时支护设备。

结合工作面现有设备条件，采用单体液压支柱配1.2m铰接顶梁进行超前支护，运输巷采用一梁1柱，布置3列，第一列单体距离切缝线200mm，距离回采侧400mm，第二列单体距离切缝线1700mm，距离回采侧1700mm，其余两列单体距切缝线间距分别为1500mm和3400mm。帮顶背严背实，支护距离不少于30m。超前支护以外巷道的支护出现变形时应及时打点柱支护或加补挑棚处理，棚腿损坏时要及时更换。

2.4 架后临时支护区设计与应用（架后0-200m）

此段巷道位于工作面超后影响区，采空区顶板岩石垮落会对巷道顶板产生一定的摩擦作用，巷道受动压影响明显，顶板压力较大。因此，在架后0～200m范围内，顶板需要临时加强支护。结合矿井生产条件，目前架后临时支护主要采用单体液压支柱配合花边梁进行超后支护。

单体配合3.4m长花边梁沿垂直巷道方向设4列，主要集中布置于巷道切缝侧，同时避开恒阻锚索支护。第一列单体距离切缝线200mm，花边梁沿巷道走向布置，花边梁对挡矸U型钢上端起到防侧推作用。第二至第四列按一梁3柱，花边梁垂直于巷道走向方向布置，第二列单体距离切缝线800mm，其余两列单体距切缝线间距分别为1500mm和3400mm。为了防止采空区的矸石蹿入巷道，同时需要挡矸支护。采用钢筋网与可伸缩U型钢进行联合挡矸支护。可伸缩U型钢排距500mm，第一列单体与挡矸U型钢间隔布置，与挡矸金属网间隔130mm。

2.5 成巷稳定区设计与应用（架后200m之后）

图1 成巷稳定区支护设计（架后200m之后）

此段巷道受采动影响很小，根据矿压监观测结果，当顶底板移近量及顶板锚索受力趋于稳定时可认为该区域顶板已趋于稳定状态，可将临时支护单体撤掉，只保留可伸缩U型钢进行挡矸支护，如图1 所示。

2.6 防漏风及防灭火设计与应用

为防止漏风现象发生，留巷初期（滞后工作面40m）采取在钢筋网与可缩U型钢之外挂设风筒布，高度取3.2m，上下各超出30cm，超出部分分别固定到顶底板，并进行有效封闭。风筒布搭缝处宽度30cm，固定后亦进行封闭处理。

根据瓦斯监测及通风风量监测情况，可确定是否进行碎石帮侧喷浆处理。根据以往留巷矿压观测统计，架后0～50m区段为顶板运动剧烈阶段。在滞后工作面距离大于50m后，围岩运动减弱，可进行初次喷浆，厚度40mm，待滞后工作面距离为120m时进行复喷，喷浆厚度为60mm。喷浆材料可选用煤矿用快速密闭喷涂材料或者混凝土喷浆材料。混凝土喷浆时，必须清除墙脚的岩渣、堆积物，并对受喷面进行冲洗，然后调节好风水压和水灰比(水灰比为1：0.5)，先凹后凸的顺序喷浆，喷嘴距岩面0.8～1.2m均匀喷射，喷射后以表面光泽，无干斑、下坠为宜。

3 结语

无煤柱开采技术在贵州发耳煤矿试验应用，重点考虑煤层赋存条件、地质构造、水文地质、顶板岩性等技术参数，对于切顶留巷中顶板预裂切缝、恒阻大变形锚索、巷道临时支护、架后临时支护区、成巷稳定区、防漏风及防灭火等几个重点技术的设计是试验成功与否的关键，通过设计、试验、应用后，该技术在发耳煤矿取得了成功，对于“110工法”在贵州煤矿采煤工艺推广应用具有重大参考意义。