大采高采場切頂卸壓小煤柱護巷技術(shù)研究與應(yīng)用

梁 潔，張 磊，徐青云，毛華晉

(山西大同大學(xué) a.建筑與測繪工程學(xué)院； b.煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003)

留小煤柱沿空掘巷布置方式因其具有提高資源采出率、延長礦井生產(chǎn)服務(wù)年限等特點,已經(jīng)成為我國多數(shù)礦井工作面主要布置方式之一[1]。隨著煤炭開采強度的增加，一些采用小煤柱沿空掘巷的礦井為了緩解采掘接替緊張的局面，在上區(qū)段工作面開采后上覆關(guān)鍵巖層未垮落穩(wěn)定前，沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)還沒有形成，就開始掘進下區(qū)段巷道，結(jié)果導(dǎo)致沿空掘巷圍巖出現(xiàn)較大的變形，巷道維護困難[2-3]。

許多科技工作者針對小煤柱巷道圍巖控制，以及復(fù)雜困難條件下巷道支護新技術(shù)方面進行了不斷探索與實踐，取得了諸多成果。李學(xué)華等[4]通過FLAC數(shù)值計算，研究了不同煤層強度和厚度、煤層埋深、基本頂強度、掘進和采動，以及支護強度等因素影響下煤柱變形破壞特征；鄭西貴等[5]采用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場工程實踐的方法，研究了沿空掘巷圍巖變形及煤柱穩(wěn)定性與煤柱寬度、錨桿支護強度的關(guān)系；于洋等[6]采用現(xiàn)場觀測和數(shù)值計算的方法，研究了沿空掘巷圍巖變形規(guī)律和分段控制技術(shù)；孫福玉[7]采用現(xiàn)場調(diào)研、理論分析、數(shù)值模擬等方法，研究了綜放窄煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征、災(zāi)變失穩(wěn)過程及相應(yīng)控制技術(shù);翟文立[8]、張鵬鵬[9]等根據(jù)沿空掘巷圍巖變形規(guī)律，確定了適合動壓影響下的錨桿(索)支護技術(shù)。目前針對沿空掘巷圍巖變形的研究以錨桿(索)支護及鉆孔注漿為主，采空區(qū)側(cè)向頂板結(jié)構(gòu)對小煤柱護巷的影響研究甚少。

山西阜生煤礦目前一采區(qū)僅有1102和1106兩個工作面，由于1106工作面有多處采空區(qū)，僅能布置刀把工作面，為提高資源回采率，緩解采掘接替緊張的難題，需迎采留設(shè)小煤柱掘進回采巷道。受1102大采高工作面動壓影響，巷道變形較大，維護難度增加，由此帶來支護成本高、巷道變形嚴(yán)重和返修率增加等一系列問題，并對正常接替產(chǎn)生影響。為解決這一系列問題，參考近年來圍巖控制技術(shù)和各地礦井沿空留巷技術(shù)新成果[10-12]，結(jié)合該礦井地質(zhì)條件，將采用切頂卸壓方法，通過改變采空區(qū)側(cè)向頂板結(jié)構(gòu)，降低采空區(qū)邊緣側(cè)向支承壓力，同時在不破壞頂板完整性的基礎(chǔ)上，降低煤柱側(cè)礦壓顯現(xiàn)，使小煤柱巷道更易維護。

1 工程背景

山西阜生煤礦主采15#煤層，煤層平均厚度為 6.0 m，采用一次采全高采煤工藝，全部垮落法控制頂板。直接頂為泥巖、砂質(zhì)泥巖，平均厚度為8.5 m；基本頂為石灰?guī)r，平均厚度為6.9 m；直接底為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為7.0 m；老底為石灰?guī)r，平均厚度為5.0 m。正在回采1102工作面，接替工作面為1106工作面，1106巷道尺寸寬×高為5.0 m×4.2 m，為了更加有效地控制沿空掘巷圍巖變形，在1102運輸巷進行超前切頂卸壓，采掘工程平面布置如圖1 所示。

圖1 采掘工程平面布置圖

2 沿空掘巷側(cè)向頂板斷裂及煤柱載荷模型

該工作面基本頂為石灰?guī)r，硬度較大，采場采動過程中會在工作面后方采空區(qū)側(cè)形成較長距離的懸臂梁，在覆巖載荷的影響下會發(fā)生斷裂回轉(zhuǎn)，若將其簡化為平面問題，在工作面傾斜方向，基本頂會形成采空區(qū)側(cè)向懸臂結(jié)構(gòu)，如圖2所示。根據(jù)懸臂結(jié)構(gòu)建立煤柱載荷計算模型，如圖3所示。

圖2 采空區(qū)側(cè)向懸臂結(jié)構(gòu)

圖3 煤柱載荷計算模型

下工作面回采巷道掘進后，小煤柱載荷主要與采空區(qū)斷裂帶的高度和結(jié)構(gòu)有關(guān)，根據(jù)面積分?jǐn)偡?，煤柱載荷大小為斷裂帶發(fā)育高度范圍內(nèi)的斷裂巖層從巷道斷面中線至采空區(qū)范圍內(nèi)的重量[13]，其計算公式如下：

(1)

式中：σ為小煤柱載荷，MPa；h為巷道高度，m；a為巷道寬度，m；b為小煤柱寬度，m；H為導(dǎo)水?dāng)嗔褞Ц叨?，m；γ為工作面上覆巖層重度，kN/m3；δ為斷裂帶斷裂角，(°)。

從采空區(qū)側(cè)向頂板結(jié)構(gòu)考慮，當(dāng)其他參數(shù)確定后，以斷裂帶斷裂角為研究對象，對煤柱載荷公式求導(dǎo)得出：

(2)

3 切頂卸壓沿空掘巷原理及效果研究

3.1 切頂卸壓沿空掘巷原理

切頂巷道圍巖應(yīng)力尤其是小煤柱和巷道實體煤側(cè)垂直應(yīng)力均小于不切頂巷道圍巖垂直應(yīng)力，其原理可通過圖4(a)和圖4(b)進行對比分析。

(a) 切頂側(cè)煤柱幫 (b)1106運輸巷

(b) 切頂巷道

(a) 不切頂巷道

(b) 切頂巷道

(a) 不切頂巷道

鄰近工作面超前爆破切頂，使堅硬巖層內(nèi)部沿預(yù)定方向產(chǎn)生大量的裂隙，待工作面回采過后，基本頂在預(yù)裂位置進行剪切破斷，減小采空區(qū)側(cè)懸頂長度，同時切頂垮落的矸石也會對更上位的巖層起到一定的支撐作用，使小煤柱應(yīng)力集中得到緩解；基本頂斷裂位置轉(zhuǎn)移至采空區(qū)側(cè)，減弱側(cè)向巖塊彎曲下沉對小煤柱護巷頂板的擾動，使小煤柱護巷圍巖變形得到有效控制。因此，通過爆破切頂，不僅降低了大采高工作面對小煤柱護巷的強采動影響，也緩解了小煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象，改善了小煤柱護巷圍巖應(yīng)力環(huán)境，同時小煤柱護巷圍巖變形也會得到有效控制。

3.2 切頂卸壓效果研究

采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對切頂卸壓前后大采高工作面實體煤側(cè)的應(yīng)力分布特征進行研究。所建模型長160 m、寬130 m、高60 m，模型上邊界載荷按采深130 m計算，模型上邊界為施加垂直載荷3.31 MPa的自由邊界面，模型底邊界垂直方向固定，左右邊界水平方向固定，1102工作面回采之后，用彈性材料模擬垮落矸石對采空區(qū)進行充填。所模擬的煤層厚度為6.0 m，各巖層物理力學(xué)參數(shù)如表1所示，模擬1106巷道尺寸寬×高為5.0 m×4.2 m，鄰近工作面回采巷道長130 m。

表1 模型力學(xué)參數(shù)

把數(shù)值模擬結(jié)果進行整理匯總，得出不切頂和切頂2種條件下實體煤側(cè)應(yīng)力分布曲線，如圖5所示。由圖5可知，在不切頂條件下，采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力影響范圍約為30 m，應(yīng)力峰值為7.83 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.37，峰值位置在實體煤內(nèi)側(cè)10 m處，若將1106運輸巷布置在該范圍內(nèi)，則小煤柱與1106運輸巷均處于高應(yīng)力區(qū)，易出現(xiàn)小煤柱失穩(wěn)變形及較大的塑性變形破壞區(qū)，巷道會出現(xiàn)頂板下沉、底鼓、片幫等現(xiàn)象。采用切頂處理后，采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力有所降低，應(yīng)力峰值為6.78 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.05，峰值位置在實體煤內(nèi)側(cè)5 m處，在距離采空區(qū)邊緣5～15 m內(nèi)垂直應(yīng)力均低于6.0 MPa，屬于低應(yīng)力區(qū)，若將1106運輸巷布置在該范圍內(nèi)，巷道整體受力較小，便于維護。

4 沿空掘巷煤柱寬度及護巷穩(wěn)定性特征研究

4.1 小煤柱寬度計算

為進一步確定1106運輸巷的布置，以使巷道穩(wěn)定及減少煤炭損失，煤柱的合理寬度是關(guān)鍵因素之一。煤柱寬度理論計算模型如圖6所示。

圖6 煤柱寬度計算模型示意圖

最小煤柱寬度B可由公式(3)計算得到：

步驟有：第一，做好準(zhǔn)備，教師在批閱學(xué)生的習(xí)作時，從不同層次的習(xí)作中選擇幾篇有一定代表性，或優(yōu)或劣，或標(biāo)點或句子，或段落或篇章，用課件準(zhǔn)備好；第二，明確要求，在師生同改前，讓學(xué)生再一次明確這次習(xí)作的要求和目的，知道此次修改的要點；第三，共同評議修改，課件出示代表作，對照習(xí)作要求和修改要點，邊讀邊議，從句到段再到篇，逐步深入，循序漸進。第四，師生共同總結(jié)該文的優(yōu)缺點，一起提出適當(dāng)?shù)慕ㄗh，如還可以怎么寫、寫什么。這樣，通過師生交流，傳授給學(xué)生自我修改的方法和要領(lǐng)，讓學(xué)生從范例中發(fā)現(xiàn)問題，懂得怎么寫、怎么改。

B=X1+X2+X3

(3)

式中：X1為相鄰區(qū)段工作面開采后靠采空區(qū)側(cè)煤體中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，其值按公式(4)[14]計算；X2為錨索有效長度，取5.0 m；X3為煤柱安全系數(shù)，按0.15～0.25(X1+X2)計算。

(4)

式中：m為煤層厚度，取6.0 m；α為側(cè)壓系數(shù)，取0.3；C為煤層界面黏聚力，取1.78 MPa；φ為煤層的內(nèi)摩擦角，取34°；K為回采引起的應(yīng)力集中系數(shù)，切頂后為2.05；γ為上覆巖層平均重度，取26 kN/m3；H為煤層平均埋深，取130 m；px為煤柱采空區(qū)一側(cè)的支護阻力，為0 MPa。

經(jīng)計算，X1為1.72 m，X3為1.01～1.68 m，煤柱寬度B為7.73～8.40 m。綜合考慮，1106工作面沿空掘巷煤柱寬度為8.0 m。

4.2 沿空掘巷應(yīng)力及變形特征分析

不切頂和切頂條件下1106運輸巷道掘進后垂直應(yīng)力分布云圖如圖7所示。由圖7分析可知，不切頂處理時小煤柱的垂直應(yīng)力峰值為10.30 MPa，巷道實體煤側(cè)出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，應(yīng)力峰值為9.75 MPa，峰值位置在實體煤內(nèi)側(cè)6 m處。采用切頂處理后小煤柱及巷道煤幫側(cè)應(yīng)力集中現(xiàn)象有所減弱，小煤柱的垂直應(yīng)力峰值降為7.98 MPa，降低了23%，巷道實體煤側(cè)應(yīng)力峰值降為9.07 MPa，應(yīng)力分布往實體煤深部轉(zhuǎn)移，說明1102工作面采用切頂處理后，不僅降低了煤柱應(yīng)力峰值，相應(yīng)的煤柱塑性破壞狀態(tài)也會得到改善，而且有效降低了1106運輸巷圍巖應(yīng)力。

不切頂和切頂條件下1106運輸巷道表面位移曲線如圖8所示。由圖8可知，1106巷道進入1102工作面前方30 m范圍時，因超前采動影響，巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平块_始呈現(xiàn)不同速度增加，隨著1102工作面的繼續(xù)推進，巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平块_始急劇增加，直到滯后1102工作面60 m以外，巷道逐漸趨于穩(wěn)定；在巷道進入1102工作面0～60 m范圍時，巷道頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟空伎傮w變形量的75%左右，說明巷道圍巖變形主要發(fā)生在1102工作面后方。不切頂時，頂?shù)装寮皟蓭鸵平糠謩e為571、781 mm，主要變形為頂板下沉、小煤柱變形；切頂后，頂?shù)装寮皟蓭鸵平糠謩e為413、506 mm，頂?shù)装寮皟蓭蛧鷰r變形得到了有效控制，圍巖變形量分別降低了28%、35%。

(“-”表示1102工作面前方；“+”表示1102工作面后方)

綜合上述數(shù)值模擬分析結(jié)果可知，對1102工作面采用切頂卸壓技術(shù)，可以有效減小煤柱應(yīng)力峰值及巷道圍巖應(yīng)力，同時也相應(yīng)減小了巷道圍巖變形量。

5 現(xiàn)場工程應(yīng)用

5.1 切頂卸壓方案

在1102工作面進行超前預(yù)裂爆破，可以很好地保護1106運輸巷及煤柱頂板完整性。結(jié)合阜生煤礦現(xiàn)場條件，工作面切頂高度計算公式如下：

(5)

經(jīng)計算得Hf=16.2 m。結(jié)合1102工作面頂板巖層巖性分布特點，確定切頂高度為16 m。

爆破方案：炮孔沿1102工作面運輸巷走向平行布置一排，距煤柱幫500 mm，根據(jù)現(xiàn)場鉆孔窺視確定炮孔間距為500 mm，炮孔直徑為52 mm，1102工作面運輸巷切頂角度為0°。

5.2 錨桿(索)支護方案

綜合考慮礦方現(xiàn)有施工條件、技術(shù)水平和經(jīng)濟能力等因素,提出采用錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梁+錨索補強支護方案，通過提高支護強度有效控制圍巖變形，實現(xiàn)巷道長期穩(wěn)定。

1)頂板支護 每排采用6根型號為?20 mm×2 400 mm的螺紋錨桿,配合規(guī)格為?16-4 800-80 mm的鋼筋托梁支護，錨桿間排距為900 mm×900 mm，靠近幫上的一根頂錨桿距巷幫250 mm；錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿角度為與垂線成20°，其余與頂板垂直。錨索規(guī)格：?18.9 mm×7 300 mm，錨索間排距為 2 000 mm×1 800 mm，每排2根，分別距巷幫1 500 mm。

2)煤幫支護 每排每幫采用5根型號為?20 mm×2 400 mm的螺紋錨桿，配合規(guī)格為?14-3 900-80 mm的鋼筋托梁支護，錨桿間排距為900 mm×900 mm，起錨高度300 mm，靠近頂板的一根幫錨桿距頂板300 mm；錨桿角度：靠近頂、底板的錨桿與水平線呈20°，其余與巷幫垂直。金屬網(wǎng)采用10#鐵絲經(jīng)緯網(wǎng)制成。為加強煤柱幫支護強度，采用一、一邁步布置幫錨索，每排1根錨索，規(guī)格為?18.9 mm×5 300 mm，間排距為1 800 mm×900 mm。

5.3 現(xiàn)場應(yīng)用效果分析

所設(shè)計的方案基本能實現(xiàn)切頂效果，超前工作面深孔爆破，使工作面?zhèn)认蚧卷斣诓煽諈^(qū)一側(cè)進行斷裂彎曲下沉，減小煤柱及沿空巷道圍巖應(yīng)力，同時頂板及兩幫未出現(xiàn)明顯的破碎情況，說明切頂方案和現(xiàn)場錨桿(索)支護方案對巷道的維護起到了一定的作用，現(xiàn)場效果如圖9所示。

在試驗巷道布置測點對巷道圍巖變形進行觀測，1102工作面回采期間巷道圍巖變形曲線如圖10所示。1106運輸巷掘進期間的圍巖變形量相對較小，頂?shù)装寮皟蓭偷膰鷰r變形量分別為71.6、59.5 mm。進入鄰近工作面前方30 m范圍，因受到超前動壓影響，巷道圍巖變形量增幅較明顯。鄰近工作面后方0～80 m內(nèi)，巷道圍巖變形量增幅明顯；鄰近工作面后方80 m以外，巷道圍巖變形逐漸趨于穩(wěn)定。巷道穩(wěn)定后，頂?shù)装寮皟蓭偷淖畲笙鄬σ平糠謩e為377、242 mm，頂?shù)装宓囊平冃我缘坠臑橹鳎s占變形量的85%，兩幫的移近變形以小煤柱變形為主，約占變形量的75%，頂?shù)装宓南鄬σ平渴莾蓭偷?.6倍，以上情況說明巷道維護效果良好。

圖10 1102工作面回采期間巷道圍巖變形曲線

6 結(jié)論

以山西阜生煤礦留小煤柱沿空掘巷現(xiàn)場條件為基礎(chǔ)，采用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場實踐的方法，對大采高留小煤柱沿空掘巷采用切頂卸壓方法進行對比分析，提出了對1102工作面進行超前頂板預(yù)裂，主要結(jié)論如下：

1)基于沿空掘巷覆巖運動規(guī)律，建立了沿空掘巷側(cè)向頂板斷裂及煤柱載荷計算模型，理論研究了采空區(qū)側(cè)頂板斷裂特征，根據(jù)煤柱載荷計算公式，分析得出煤柱載荷與采空區(qū)側(cè)頂板斷裂角呈線性遞增的關(guān)系。

2)基于切頂卸壓沿空掘巷原理，提出了采用切頂方法來減小煤柱承受載荷。

3)計算得到了1106工作面沿空掘巷煤柱寬度為8.0 m，通過數(shù)值模擬分析了在不切頂和切頂條件下1106運輸巷掘進前后的應(yīng)力分布及巷道變形情況，采用切頂卸壓方法后，小煤柱應(yīng)力峰值減小了23%，同時巷道頂?shù)装?、兩幫變形量分別降低了28%、35%。

4)現(xiàn)場應(yīng)用效果表明，1106運輸巷經(jīng)歷1102工作面回采動壓影響后，頂?shù)装寮皟蓭偷南鄬σ平糠謩e為377、242 mm，處于可控范圍，巷道維護效果良好，實現(xiàn)了工作面安全高效開采。