Discussion on Non-pillar Mining Scheme of No.501 Working Face of Huangling Mining No.1 Coal Mine
王绪强 WANG Xu-qiang；王飞 WANG Fei；成飞 CHENG Fei
（陕西陕煤黄陵矿业有限公司一号煤矿，延安 727307）
（Huangling Minging （Group）Co.，Ltd. No.1 Coal Mine，Yan'an 727307，China）
摘要：本文以黄陵矿业公司一号煤矿501工作面为工程背景，对“110工法”无煤柱开采施工所需的巷道断面、支护设计、顶板切缝及留巷支护等关键技术参数进行深入研究和分析，经充分论证提出了具体的实施方案；对实施无煤柱开采可能存在的水、火、煤尘以及瓦斯等灾害进行评估，制定了可靠的灾害治理措施，为501工作面实施无煤柱开采实践奠定了理论基础。无煤柱开采技术的成功应用，能够提高煤炭回采率、延长矿井服务年限，能够大幅度降低掘进率、缓解矿井采掘接续紧张局面，对保障一号煤矿可持续发展具有重大意义。
Abstract: This paper takes the 501 working face of No.1 Coal Mine of Huangling Mining Company as the engineering background, and carries out in-depth research and analysis of the key technical parameters such as roadway section, support design, roof cutting and roadway support required for the "110 working method" non-pillar mining construction, and puts forward specific implementation plans through sufficient argumentation; and it evaluates the disasters such as water, fire, coal dust and gas that may exist in non-pillar mining, and develop reliable disaster control measures to lay a theoretical foundation for the implementation of non-pillar mining practice in the 501 working face. The successful application of non-pillar mining technology can improve the coal recovery rate and extend the service life of the mine. It can greatly reduce the tunneling rate and alleviate the tight situation of mine mining and connection, which is of great significance for ensuring the sustainable development of No. 1 coal mine.
关键词：切顶卸压；沿空留巷；恒阻锚索；无煤柱开采
Key words: top-cutting pressure relief；gob-side entry retaining；constant-resistance anchor cable；non-pillar mining
中图分类号：TD82 文献标识码：A 文章编号：1006-4311（2019）27-0165-06
0 引言
黄陵矿业有限公司一号煤矿位于陕西省延安市黄陵县店头镇，是国家“八五”重点建设项目，是20项兴陕工程之一。矿井设计生产能力420万t/年，经过不断技术升级改造2010年核定矿井生产能力为600万t/年。2号煤层为矿井唯一主采煤层，煤层倾角一般在1-5°，厚度0.9m-4.62m，均厚2.77m，煤层结构简单。矿井井田开拓方式为平硐开拓，主要大巷沿煤层布置，采煤工艺为综合机械化长壁后退式采煤法，全部垮落法管理采空区顶板，相邻工作面之间留设30m保护煤柱；掘进采用综掘工艺，采掘机械化程度100%。矿井为高瓦斯矿井，采用中央并列与中央分列混合抽出式通风，水文地质类型为复杂型。矿井主运输采用胶带运输，辅助运输采用无轨胶轮车运输。
近年来，一号煤矿不断探索科技兴安、创新发展之路，不断加快矿井“四化”建设步伐，现已经实现地面指挥控制中心和井下顺槽监控中心对综采工作面所有设备的“一键启停”和视频安全确认功能；已实现主胶带、主排水泵、风井主扇、变电所系统的地面远程操控，并实现监测监控“专用电源”低压的远程控制，做到了无人值守、有人巡视的常态化管理。然而随着矿井开采深度的不断延伸，传统“121工法”开采带来的问题日益严重，矿井生产接续紧张、灾害治理时间不足、煤炭资源浪费严重等问题逐渐暴露。因此，实施无煤柱开采技术研究和工程实践，成为矿井具有基础性、挑战性和紧迫性的重大科技项目。
1 理论依据
我国的综合机械化长壁开采已经历了两次技术变革，现正在经历第三次矿业技术变革。第一次矿业技术变革是钱鸣高院士提出的砌体梁理论及其应用于实践的121大煤柱工法，第二次矿业技术变革是宋振骐院士提出的传递岩梁理论及其应用于工程的121小煤柱工法。这两套工法实践具有以下相同点：即回采1个工作面、施工2条顺槽、留设1条护巷煤柱，不同之处在于留设的护巷煤柱宽度不同。第三次矿业技术变革是在钱鸣高院士和宋振骐院士的悉心指导下，由何满潮院士提出的切顶短壁梁理论和110-N00无煤柱采矿工法。110工法的特点是：回采1个工作面、施工1条顺槽，且不再留设护巷煤柱。我国目前煤矿普遍采用121大煤柱工法，但未来煤矿开采的发展趋势是110-N00工法。受限于技术、装备、灾害治理等因素的影响，N00工法尚处于研发论证和探索实验阶段，但110工法已在部分条件较好的矿井取得了成功应用。110工法理论要点如下：①技术原理：采用恒阻锚索对巷道顶板加强支护，回采前采用爆破预裂技术，对巷道主帮侧顶板进行定向预裂，形成切缝；待工作面推过后，在矿压作用下顶板将沿预裂切缝自动切落形成巷帮，作为下一个工作面的顺槽二次使用，从而实现无煤柱开采。②关键技术—恒阻锚索支护技术：采用具有特殊结构的恒阻大变形装置，使锚索支护既具有恒阻条件下抵抗变形的功能，又具有抵抗冲击变形能量的功能。③关键技术—顶板预裂切缝技术：在炮孔中采用双向聚能装置装药，并使聚能方向对准控制断裂方向；炸药起爆后，冲击波和应力波优先沿设定方向集中释放，在炮孔壁上形成和聚能孔方向一致的径向初始裂缝；爆生气体涌入径向初始裂缝，在设定方向产生拉应力集中，断裂岩体，实现顶板预裂切缝。
2 501工作面开采技术条件
2.1 工作面位置及井上下关系
五盘区位于井田中部，北一开拓大巷西翼。501工作面为五盘区首采工作面，工作面对应上部地表位于圪崂寺村东，地表为低林山地，有间歇性河流太阳沟流经本区，地面标高+903m-+1271m。501工作面东接北一2#回风巷，向西为619工作面采空区，北部为无煤区，北部偏西为621、623采空区。501工作面布置有两条顺槽，分别为501进风顺槽、501运输顺槽，其中501进风顺槽、501运顺机头硐室已施工到位。工作面主要服务大巷有北一2#回风巷、北一进风巷、北一回风巷、北一皮带巷。501工作面设计可采长度2176m，工作面宽度230m，工作面可采储量113万吨。工作面巷道布置详见图1。
2.2 煤层及顶底板情况
2#煤为501工作面范围内唯一可采煤层，煤层结构简单，厚度1.4-2.4m，平均厚度1.9m，煤层倾角1-5°。工作面无伪顶，直接顶为灰黑色泥岩，下部含黄铁矿，平均厚度5.3m；老顶为细砂岩、粉砂岩和泥岩的互层，平均厚度14.9m；直接底为灰绿色泥岩，块状，含铅土质，光滑，平均厚度为2.6m，遇水膨胀，易底鼓，应及时维护。工作面距停采线830-900m范围揭露一背斜轴部，煤层变薄，且工作面向切眼方向坡度开始下降，距停采线1250m附近煤层坡度下降明显。回采至背斜范围时，由于工作面起伏较大，应加强顶板和瓦斯管理工作。
2.3 水文地质情况
501工作面顶板隔水层主要为延安组2#煤层以上的相对隔水层，从2#煤以上至直罗组底界，岩性为泥岩、粉砂岩和细粒砂岩，平均厚度95m。含水层主要为直罗组下段砂岩含水层，岩性以灰白色中、粗粒砂岩为主，平均厚度40m。依据501工作面钻孔资料可知：延安组上部相对隔水层厚度较为稳定，为91.6-97.45m；直罗上段隔水层分布不均，为36.8-71.62m；直罗组下段砂岩含水层38.57-41.9m。依据《黄陵一号煤矿采空区顶板裂隙带探测技术报告》，类比可计算出501工作面冒落带、裂隙带总高度在73m左右，因此回采沟通地表水及直罗组砂岩含水层可能性较小。但在501工作面回采前，为确保回采安全，仍应对其顶板进行直流电法物探及钻探验证，提前疏放含水异常区。
2.4 其他地质因素
五盘区原始瓦斯含量最低1.05m3/t，最高瓦斯含量2.68m3/t，属于瓦斯富集区，在501进风顺槽在掘进过程中未见瓦斯涌出异常现象。2#煤层自燃倾向性等级为二类，属自燃煤层，最短发火期为52天。煤尘具有爆炸性，爆炸性指数为35.59%。
3 切顶卸压沿空留巷关键技术参数选择
目前，我国应用最广泛无煤柱开采技术有柔模混凝土沿空留巷技术和110工法沿空留巷技术两种。其中柔模混凝土沿空留巷技术的巷旁支护具有较大的刚性和较高的阻力，能够较好隔绝采空区，防止采空区内有害气体涌入巷道或从巷道向采空区漏风，但该技术工艺推进速度慢，而且要建立一套复杂的混凝土运输和泵运充填系统，生产成本较高。为保证矿井高产高效和接续稳定，我矿经过充分考察和研讨后决定采用110工法沿空留巷技术进行无煤柱开采。501工作面无煤柱开采总体方案：回采前期，采用常规综采工艺推采616m；进入留巷段范围后，对501运顺采用爆破预裂“切顶卸压自动留巷”无煤柱开采技术进行沿空留巷，所留巷道作为502工作面进顺使用，从而实现无煤柱开采。无煤柱开采期间，采用Y型通风方式，新鲜风流由501进顺、501运顺进入，乏风由501运顺（留巷段）、502切眼、502运顺回至北一回风巷（详见图1）。501运顺留巷施工关键技术参数选择如下。
3.1 巷道断面及设备布置
501进顺、501运顺机头硐室已施工，顺槽宽度4.8m，高度2.8m，在501工作面回采期间，501进顺作为辅助运输巷使用，另一条顺槽作为主运输巷使用。按照矿井接续安排，501综采工作面安装我矿第一套智能化综采设备，从设备配套角度考虑，501运顺宽度要求不小于5.2m、高度不低于2.8m。从其它煤矿的实践经验看，采用“切顶卸压自动留巷”无煤柱开采技术后，所留巷道宽度收敛在0.4-1m之间；而所留巷道作为502进顺使用，顺槽内除设备列车、超前支架外，一般没有其他大型设备，巷道宽度在一般要求不小于4.2m即可。综上，501运顺巷宽取5.2m、巷高取2.8m。由于需要施工恒阻锚索和切顶爆破孔，借鉴我矿周边的瑞能煤矿实践经验，501运顺主帮至少要留够1.5m宽的施工空间。另外根据我矿的回采经验，运顺在回采期间一般没有大型车辆进入。综上考虑，将综采皮带沿501运顺巷中布置，设备列车布置在501进顺内。
3.2 掘进支护设计及校核
501运顺（留巷段）采用“锚杆+锚索梁+塑钢网+金属网”联合支护。顶锚杆排距1000mm，顶锚杆间距：靠帮侧两根锚杆间距1000mm、中间四根锚杆间距850mm，“六--六”矩形布置，采用?准20×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆；帮锚杆间排距700×1000mm，“四--四”矩形布置，主帮采用?准20×2500mm玻璃钢锚杆，副帮采用?准20×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。锚索梁采用T140钢带加工，梁长4.8m，一梁四索，排距1000mm；支护锚杆前对巷道顶、帮均挂塑钢网；支护锚索前对巷道顶板挂?准6金属网。另外在掘进过程中，须在一次永久支护的基础上对顶板采用“单锚索+T180钢带+恒阻锚索”的方式进行二次加强支护，二次加强支护距工作面迎头不大于300m；恒阻锚索平行于顺槽方向支护，共支护两列；第一列距巷道主帮1000mm，恒阻锚索采用T180钢带固定，梁长4.4m，一梁五索，间距1000mm；第二列距巷道主帮2600mm，恒阻锚索采用16#槽钢梁固定，梁长0.4m，一梁一索，间距2000mm。支护设计详见图2、图3。
①锚杆长度校核。按悬吊作用计算锚杆长度，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中：L—锚杆总长度，m；
L1—锚杆外露长度，m，取0.05m；
L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取帮破碎深度c），m；
L3—锚入岩（煤）层内深度，m，取0.6m。其中：
■
式中：B、H—巷道巷宽、巷高，分别取为5.2m，2.8m；
f顶—顶板岩石普氏系数，2-3.2，取2；
?棕—两帮围岩的似内摩擦角，?棕=arctanf顶。
经计算得b=1.62m，c=0.64m，顶锚杆长度L=2.27m，帮锚杆长度L=1.29m。因此，设计选取锚杆长度均为2.5m，均满足要求。
②锚杆间排距校核。按锚杆所能悬吊的重量校核，应满足：
■
式中：a—锚杆间、排距，m；
G—锚杆的承载力，一般取锚杆设计锚固力，取150kN/根；
k—安全系数，一般取2；
L2—有效长度，（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取帮破碎深度c），m；
?酌—岩体容重，取26kN/m3。
经计算得出：顶锚杆α﹤1.33m，帮锚杆α＜2.1m。因此，顶、帮锚杆设计间排距均不大于1m，满足要求。
③锚索长度校核。锚索长度应满足：
■
式中：L—锚索总长度，m；
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度（La≥Kd1fa/4fc），m；
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，m，取5.3m；
Lc—托板及锚具的厚度，m，取为0.1m；
Ld—外露张拉长度，m，取为0.3m。
K—安全系数，取为2；
d1—锚索直径，mm，取17.8mm；
fa—锚索抗拉强度，N/mm2，查表为1860 N/mm2；
fc—锚索与锚固剂的粘合强度，N/mm2，取10N/mm2；
经计算得出：La≥1.65m，L≥7.35m。因此，锚索设计长度≥8.3m，满足要求。
④锚索排距校核。按照悬吊理论锚索排距应满足：
■
式中：L—锚索排距，m；
n—锚索排数，取1；
B—巷道最大冒落宽度，设计巷宽+2×帮部破碎深度=5.2+2×0.64=6.48m；
H—巷道最大冒落高度，m，取锚杆的最大支护长度2.5m；
γ—岩体容重，kN/m3，取26kN/m3；
L1—锚杆排距， m，取0.8m；
F1—锚杆锚固力，kN，取70kN；
F2—锚索极限承载力，kN，Φ17.8mm锚索承载力为360kN；
θ—锚杆与巷道顶板的夹角，90°。
经计算得出：L≤1.46m。因此，锚索梁设计排距1m，满足要求。
⑤每排锚索根数校核。每排锚索根数应满足：
■
式中：N—锚索数目；
K—安全系数，2；
P断—锚索最低破断力，钢绞线直径为?准17.8mm时为360kN；
W—被悬吊岩石的自重（■），kN；
B—巷道掘进宽度，m，5.2m；
D—锚索间排距，m，取1m；
∑h—悬吊岩石厚度，m，取5.3m；
∑γ—悬吊岩石平均容重，kN/m3，26kN/m3。
计算得N?叟3.98，即排距1m，巷宽5.2m范围锚索数量最少为4根。因此，设计时增加了锚索根数，设计为每排5.5根（含恒阻锚索），满足要求。
3.3 顶板爆破预裂切缝设计
顶板爆破预裂切缝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。顶板预裂切缝深度（H缝）临界设计公式如下：
H缝=（H煤-ΔH1-ΔH2）/（K-1）
式中：H煤—工作面实际采高，m，取2.3m；
ΔH1—顶板下沉量，m，取0.1m；
ΔH2—底鼓量，m，取0.1m；
K—碎胀系数，1.3-1.5；取1.3。
经计算，H缝=7m。综合考虑到理论计算结果及顶板岩性情况，预裂切缝孔设计为?准48×8m；切缝孔距巷道主帮200mm，与铅垂线夹角为10°，切缝孔间距为500mm。炮孔试验参数及切缝布置详见图4、图5。
3.4 回采支护设计及分析
根据矿井接续安排，501工作面计划安装ZY6800/11.5/2.4型支掩式支架，两超前采用两组ZQL2×3200/18/35超前支架支护顶板，超前支护距离39m，每循环移架距离为1.6m。从临近501工作面的1001、1002工作面回采经验分析，工作面、两超前支护方式能够满足回采要求。沿空留巷顶板管理的难点是对留巷段顶板的维护和管理，主要分析如下：
①后巷支护距离确定。沿空留护巷的矿压函数变量不仅是空间，而且还有时间变量，根据我国煤矿沿空留巷实践经验，沿空留巷矿压分布规律如图6所示。通过分析我们可以知道，沿空留巷的巷道顶板都要经受回采超前动压、回采过程动压以及老空顶板冒落后的动压并逐渐趋于稳定的过程。根据切顶短壁梁理论，采用顶板“预裂切缝”技术后，切断了顶板的压力传递，将工作面顶板转化为“切顶短壁梁”，预计工作面周期来压的强度会减小、来压步距会增大，沿空留巷超前段、滞后段巷道的底鼓、片帮现象会减弱，但受采动压力距离和时间相对变长。根据矿压观测资料，矿井综采工作面周期来压步距一般在15-20m之间，结合瑞能煤矿实践经验分析，预计我矿采用110工法后综采工作面周期来压步距应在25-30m之间。根据沿空留巷的来压规律和老空顶板冒落情况，我们可以将采面向后约120m巷道分为四个区段：
第一区段：正在冒落区段，位于工作面向后0-30m范围巷道，受到工作面回采第一轮周期来压的影响，工作面后方老空顶板处于正在冒落阶段。第二区段：相对冒落度区段，位于工作面向后30-60m范围巷道，受到工作面回采第二轮周期来压的影响，局部没有冒实的顶板继续冒落，并逐渐压实。第三区段：相对稳定区段，位于工作面向后60-90m范围巷道，该段巷道已全部冒落、压实，但受到工作面回采第三轮周期来压的影响，巷道处于相对稳定阶段，巷道帮部收敛、底鼓量进一步加大。第四区段：稳定区段，位于工作面向后90-120m范围巷道，该段巷道受工作面回采周期来压的影响较小，巷道压力及收敛情况已基本区域稳定。根据以上分析，沿空留巷滞后段巷道至少要支护三个周期来压步距，即支护距离不得少于90m。因我矿初次实施无煤柱开采，本次设计后巷支护距离为120m。
②后巷支护方式及参数。为保证后巷顶板支护安全和正常回采，我矿与沈阳天安科技股份有限公司合作，经过充分研究初步制定了沿空留巷的后巷支护方案。该方案对后巷采用挡矸液压支架进行挡矸和支护，支护距离120m。支架布置在巷道两侧，每个支架独立放置、不连接，支护宽度为3.96m。支架中间留有2.3m空间，随工作面推进，采用履带式支架搬运车对需要前移的支架进行搬运，支架两侧均设有挡矸板，用于留巷挡矸支护。搬移支架前须在主帮侧挂10#铁丝菱形网，铺网时采用架前铺网，网片紧贴3#端头支架铺设，顶板处采用尼龙绳与金属网连接，帮部网片搭接宽度200mm，搭接处采用14#铁丝扭结。挡矸液压支架移过后，对留巷段巷道进行落底、整型，并对所留巷帮喷砼，喷砼厚度80-100mm，强度C20。后巷支护详见图7。
4 无煤柱开采灾害治理方案
4.1 防治水方案
①采空区涌水影响评估。依据水文地质资料分析可知，501工作面对应上部地表无老窑区、无水库，回采后采空区涌水主要来源为顶板含水层水，但回采后冒落带、裂隙带沟通直罗组砂岩含水层可能性较小，因此采空区涌水量较小，一般不超过20m3/h。但是由于501工作面直接底板以泥岩、砂质及炭质泥岩为主，厚度一般为2-6m，岩性松软，遇水膨胀，易底鼓。且501运输顺槽作为回采期间的回风和留巷材料运输通道，后巷积水、底鼓会对工作面回采安全和施工便利带来不利影响。因此，必须及时处理后巷底鼓，并做好采空区涌水治理工作。
②顶板含水层直流电法物探及钻探验证。在501工作面回采前，应对其顶板进行直流电法物探及钻探验证，提前疏放含水异常区。采用直流电法物探在501进风顺槽、501运输顺槽及切眼实施“U”型探查，采用10m的步距，对顶板向上105m范围内的岩层进行探查，查明含水异常，划分含水异常区域，分析含水层导通可能及充水通道；并且进行探放水工程设计，对含水异常区域进行验证和预疏放。
③采空区涌水治理措施。采用沿空留巷工艺后，采空区水由于没有煤柱的阻隔，会直接流（渗）至所留巷道内。针对501工作面对留巷段面和运输路况的严格要求，应采取以下采空区涌水治理措施：一是在回采前在501运输低点和可能涌水地点副帮侧施工临时水仓，完善排水系统和设施；二是对后巷稳定段巷道，落底后铺设C20干拌料路面，并根据涌水情况在后巷内设置水沟和横水沟，将水引至副帮侧的水仓内；三是在501运输顺槽内铺设一趟?准219应急排水管路，备用两台37kW水泵作为专用应急排水系统，要求排水能力不小于200m3/h；四是在巷道内备齐应急排水设施，出现紧急情况时可对巷道的供水、压风管路改造，进行应急排水。
4.2 防灭火方案
工作面采用“Y”型通风方式后，采空区漏风范围和漏风带与“U”型通风方式不同，采空区漏风带扩大，漏风风量增加。为防止回采过程采空区遗煤自燃，拟采取以下采空区自燃措施：一是在采空区预埋光纤和束管系统，在留巷段巷帮设置CO传感器，加强火灾标志性气体的监测工作；二是在501进风顺槽设备列车处设移动注氮车，并在501顺槽内铺设一趟注氮专用管路，在工作面正常回采过程中对采空区进行预防性注氮，抑制遗煤自燃；三是对尾巷墙体进行喷浆，减少采空区漏风；四是回采过程严格按规定对采空区及架间喷洒阻化剂，同时在设备列车配置移动注凝胶系统。工作面注氮系统示意详见图8。
4.3 粉尘防治方案
采用“Y”型通风方式后，501进顺、501运顺均为新鲜风流巷道，501运顺尾巷为乏风巷道，工作面的割煤、落煤扬尘均进入尾巷，粉尘防治工作的重点为改善尾巷空气质量。因此必须采用综合防尘方案：一是完善消防、洒水系统，在501进顺和运顺各铺设一趟4寸供水管路，管路每隔50m安设一个三通阀门，形成采面消防、洒水系统，并加强日常消尘、除尘管理；二是确保采煤机内外喷雾、架间喷雾完好，并在501进顺、运顺及尾巷分别安设净化水幕；三是在501综采面各运煤转载点、溜煤眼均安设喷雾装置，加强喷雾管理；四是在501进顺、运顺及尾巷内分别安设两组隔爆水棚。
4.4 瓦斯防治方案
综合考虑501工作面开采技术条件501工作面回采期间，拟采用本煤层边采边抽+底板3#煤瓦斯预抽+高位裂隙抽采+后巷采空区抽采的综合措施治理瓦斯。
①本煤层预抽方案。在501运顺掘进时，沿掘进方向距停采线向里60m处的巷道主帮施工第一个瓦斯抽采钻场，之后每隔60m布置一个瓦斯抽采钻场。在501运输顺槽里每个钻场内共布置6个钻孔，2个先抽后掘钻孔（1#、2#孔），4个本煤层预抽钻孔（3#、4#、5#、6#），另在501运输顺槽副帮（每个钻场对面）施工2个掘前预抽孔（副1#、副2#）。所有钻孔沿煤层布置，钻孔开口离巷道底板1.4m，施工过程中根据煤层底板变化情况调整每一个钻孔的仰角或俯角。详见表1、图9。
②底板3#煤瓦斯预抽。根据附近309、1001、619工作面回采实际情况，预计顶板1#煤层瓦斯含量在1.5m3/t左右，底板3#煤瓦斯含量在2.5m3/t左右。1#煤层距离2#煤层为22m左右，3#煤层距离2#煤层在6m左右。顶板1#煤层距离2#煤层远，且位于可采煤层上方，在回采过程中可用高位钻孔进行抽采。而底板3#煤层距离2#煤层近，且位于2#煤层的下方，在回采过程中3#煤层瓦斯势必涌入到501工作面，对工作面瓦斯治理影响较大，因此必须对底板3#煤层瓦斯进行预抽。在501进风顺槽、501运输顺槽的每个本煤层钻场内施工3个底板3#煤瓦斯预抽钻孔，钻孔开口离巷道底板0.5m，使用千米钻机施工钻孔。详见表2、图10。
③高位裂隙抽采。在掘进期间，采用千米定向钻机在501运输顺槽施工高位钻孔，钻孔施工至高位裂隙“关键层”沿煤层顶板近水平布置。高位裂隙抽采的首个钻场位置在501运输顺槽正头距回采线400m处，为1#钻场，向外沿前进方向依次为2#、3#、4#钻场，钻场间距为400m。每个钻场布置4个钻孔，钻孔设计深度600m，4个钻孔水平间距15m，钻孔呈平行布置。钻孔水平覆盖范围为顺槽中线向主帮内60m，钻孔垂直覆盖范围为顶板向上20-35m。详见表3、图11。
④后巷采空区抽采。在后巷距工作面300-500m范围内，利用螺旋钻杆施工水平钻孔，钻孔设计深度20m，施工完成后安设阀门并连接抽采，根据采空区瓦斯溢出情况，适当控制阀门开关进行瓦斯抽采。
5 结语
无煤柱开采技术作为一种先进的地下开采技术，能够合理开发煤炭资源、提高煤炭回收率、减少巷道掘进量，对改善矿井安全生产和提升矿井技术经济指标有着重大的促进作用。本文以矿井实际工程地质条件为基础，经充分论证提出了具体的无煤柱开采技术方案；并对实施无煤柱开采可能存在灾害进行评估，制定了可靠的灾害治理措施，对指导矿井下一步全面开展无煤柱开采时间具有重要指导意义。但应注意本技术方案均为理论方案，在实施过程中应加强现场监测和分析，不断优化相关技术参数，确保实施过程安全高效进行。
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