深部采掘擾動區(qū)線性切頂防沖護(hù)巷技術(shù)*

李 兵 賀 虎 徐大連 羅武賢 朱金標(biāo)

(①江蘇徐礦能源股份有限公司張雙樓煤礦， 徐州 221600， 中國) (②中國礦業(yè)大學(xué)， 徐州 221116， 中國)

0 引 言

沿空掘巷可提高煤炭采出率，巷道所處應(yīng)力環(huán)境和維護(hù)條件均優(yōu)于留寬煤柱巷道，在國內(nèi)煤礦已全面推廣應(yīng)用(侯朝炯等， 2021)。為避免沿空掘巷受鄰近工作面采動影響，巷道一般在鄰近工作面采空區(qū)巖層活動穩(wěn)定后掘進(jìn)，但在單翼采區(qū)布置或采掘接替緊張時，鄰近工作面回采的同時需要準(zhǔn)備下一個工作面，在不受采動影響時迎著工作面先掘出一部分沿空巷道，工作面臨近時停止掘進(jìn)，等待后方采空區(qū)穩(wěn)定后再恢復(fù)掘進(jìn)，稱之為迎采沿空掘巷(張農(nóng)等， 2004)。迎采沿空掘巷與傳統(tǒng)沿空掘巷不同的是需經(jīng)歷鄰近工作面全過程動壓作用，巷道變形劇烈，維護(hù)困難，尤其深部開采，采動應(yīng)力對下區(qū)段相鄰巷道圍巖變形破壞更為嚴(yán)重(黃維新等， 2019； 張平松等， 2019)。迎采沿空巷道支護(hù)在我國已取得大量工程實踐經(jīng)驗。張農(nóng)等(2004)針對迎采動工作面圍巖運動狀態(tài)，研發(fā)了預(yù)拉力組合支護(hù)技術(shù)，取得較好的效果。王猛等(2012)研究了迎采動面沿空掘巷圍巖變形規(guī)律，提出了提高窄煤柱和頂板支護(hù)強度使圍巖形成有效承載體的圍巖控制技術(shù)； 于洋等(2013)研究了迎采沿空巷道變形與工作面距離之間的關(guān)系，提出動態(tài)分段控制原理和分段錨網(wǎng)索梁聯(lián)合強力支護(hù)技術(shù)。為了減弱回采工作面覆巖運動的強烈影響，爆破切頂卸壓技術(shù)被廣泛應(yīng)用，尤其在沿空留巷領(lǐng)域，何滿潮院士及其團(tuán)隊(何滿潮等， 2017a, 2017b, 2018a, 2018b; Zhang et al., 2020；陳上元等， 2021； 王琦等， 2021)提出了無煤柱切頂自成巷技術(shù)，指出由于切縫結(jié)構(gòu)面切斷巷道頂板與工作面頂板巖體間的應(yīng)力傳遞路徑，改變頂板巖層結(jié)構(gòu)形態(tài)，減弱了頂板運動強度，有利于減弱沿空留巷應(yīng)力集中程度。張自政等(2016)研究了淺孔爆破機制在厚層堅硬頂板沿空留巷中的應(yīng)用，給出爆破參數(shù)設(shè)計方法。郭志飚等(2016)利用數(shù)值模擬對薄煤層切頂卸壓自動成巷關(guān)鍵參數(shù)進(jìn)行了研究。蒲文龍等(2014)研究了定向斷裂切頂卸壓窄煤柱沿空掘巷技術(shù)，結(jié)果表明使用切頂技術(shù)后，沿空巷道在回采期間圍巖變形量滿足下區(qū)段工作面生產(chǎn)要求。上述研究為切頂卸壓技術(shù)的發(fā)展起到了重要的推動作用，但以往研究重點關(guān)注沿空掘(留)巷的巷道變形量與圍巖穩(wěn)定性，而在沖擊地壓和采動共同作用下沿空巷道的圍巖穩(wěn)定控制又有其自身的特點，采動作用下窄煤柱及沿空巷道頂板變形劇烈，難以支護(hù)，而沖擊地壓造成的強烈沖擊動載則會使承載結(jié)構(gòu)瞬時失穩(wěn)(何江等， 2015； 王家臣等， 2015； 孟令超等， 2020)。針對深部沖擊地壓礦井采掘擾動區(qū)域的防沖與巷道維護(hù)技術(shù)難題，本文在前人研究的基礎(chǔ)上，提出線性密集切頂技術(shù)，為深部沖擊地壓危險區(qū)域迎采沿空巷道圍巖控制提供借鑒。

1 工程背景

某煤礦92606回采工作面與92608掘進(jìn)工作面為相鄰采掘工作面，設(shè)計區(qū)段煤柱為6m，工作面埋深700～750m，均具有沖擊危險性。該區(qū)域煤層厚度1.1～4.2m，平均厚度2.70m，煤層傾角平均21°，煤層結(jié)構(gòu)簡單，為較穩(wěn)定的中厚煤層，煤層上方直接頂為平均2.5m的泥巖，局部區(qū)域缺少，基本頂為平均厚度36m的細(xì)砂巖。經(jīng)沖擊傾向性鑒定， 9煤與基本頂細(xì)砂巖均具有強沖擊傾向性。92606工作面回采和92608工作面軌道巷掘進(jìn)相向而行， 96908軌道巷為典型的迎采沿空巷道，當(dāng)兩面相距距離達(dá)到《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的距離時，停掘92608工作面軌道巷，只進(jìn)行92606工作面的回采工作，巷道布置方式如圖 1所示。

圖 1 回采工作面與迎采沿空掘巷平面布置示意圖Fig. 1 Schematic location of the panel and adjacent gob-side roadway

92606工作面和92608工作面基本頂為堅硬的砂巖頂板，回采后不易破斷(根據(jù)現(xiàn)場實測，該層細(xì)砂巖老頂?shù)闹芷趤韷翰骄嗥骄鶠?0m)，極易在92606工作面下隅角形成大面積懸頂，加大本工作面回采期間的沖擊危險性。同時，厚層砂巖頂板運動劇烈、采動動壓大，對92608沿空掘進(jìn)的軌道巷影響巨大， 92606工作面回采經(jīng)過92608已掘軌道巷期間，會增加92608軌道巷的沖擊危險性與巷道圍巖變形，后期92608軌道巷恢復(fù)掘進(jìn)后巷道修復(fù)量巨大。

2 線性切頂防沖護(hù)巷機理

煤層開采后的應(yīng)力重分布導(dǎo)致煤層頂?shù)装鍘r土體形成不同程度的變形破壞(隋旺華等， 2019)，由巖層控制的關(guān)鍵層理論(錢鳴高等， 2019)可知，煤層開采后上覆關(guān)鍵層呈OX破斷，在走向與傾向上可形成“砌體梁”穩(wěn)定結(jié)構(gòu)。根據(jù)頂板巖層的彈性基礎(chǔ)梁理論，關(guān)鍵層的斷裂線一般發(fā)生在煤壁中，如圖 2所示。受煤層傾角、頂板巖層巖性與結(jié)構(gòu)、地質(zhì)構(gòu)造以及巷道支護(hù)強度等影響，傾斜煤層覆巖關(guān)鍵層側(cè)向斷裂位置主要有兩種情況：一是在煤柱上方斷裂； 第二種是在采空區(qū)側(cè)煤柱邊緣斷裂。

圖 2 傾斜煤層開采后傾向關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)Fig. 2 Structure of the key strata after the extraction of inclined coal seam

如圖 2，低位亞關(guān)鍵層(基本頂)中關(guān)鍵塊B斷裂線的位置即關(guān)鍵塊B(B1、B2…Bi)的空間狀態(tài)直接影響了本區(qū)段回采工作面與下區(qū)段沿空巷道的礦壓顯現(xiàn)。對于深部具有沖擊危險的采掘工作面而言，既要考慮頂板破斷運動造成的沖擊地壓風(fēng)險，也要兼顧下區(qū)段迎采沿空巷道的變形與圍巖穩(wěn)定?；卷敂嗔盐恢脼樽畲髲澗靥帲粗С袎毫Ψ逯滴恢?。圖 1中的側(cè)向支承壓力曲線顯示了基本頂即將斷裂的情形，曲線1與曲線2反映了斷裂線從煤柱上方向采空區(qū)一側(cè)轉(zhuǎn)移的情況。從應(yīng)力分布曲線規(guī)律看，破斷線遠(yuǎn)離煤柱向本區(qū)段工作面煤壁轉(zhuǎn)移，則煤柱上方的支承壓力峰值也向工作面煤壁轉(zhuǎn)移。隨著關(guān)鍵塊B向本工作面轉(zhuǎn)移，區(qū)段煤柱與下區(qū)段巷道主要位于關(guān)鍵塊A下方，受關(guān)鍵塊B的旋轉(zhuǎn)下沉影響減小，有利于煤柱上支承壓力降低與迎采沿空巷道圍巖控制。若僅依靠增加煤柱邊緣的切頂能力，雖然關(guān)鍵塊B能夠沿區(qū)段煤柱邊緣斷裂，但不能減小關(guān)鍵塊B的長度，關(guān)鍵塊B將向本工作面方向轉(zhuǎn)移，增加了本工作面下隅角的懸頂長度，不利于本工作面巷道的變形與礦壓控制，采用RFPA數(shù)值模擬軟件，基于第1節(jié)工程背景中的巖層條件，通過改變基本頂?shù)奈锢砹W(xué)性質(zhì)與完整性系數(shù)，得到的基本頂關(guān)鍵塊B懸頂長度對本工作面巷道頂?shù)装逡平坑绊懙臄?shù)值模擬結(jié)果，如圖 3所示?？梢钥闯觯卷旉P(guān)鍵塊B的懸頂越大，本工作面巷道變形量越大，當(dāng)超過30m時，頂?shù)装逡平靠蛇_(dá)450mm，同時增大了沖擊危險性。

基于以上分析可知，關(guān)鍵塊B的空間狀態(tài)，即位置與長度，是控制本工作面與迎采巷道礦壓顯現(xiàn)的關(guān)鍵，只控制一個狀態(tài)不能同時滿足降低沖擊危險與巷道維護(hù)的要求。因此，提出采用線性爆破切頂?shù)募夹g(shù)方案，如圖 4所示，通過線性切頂，在煤柱邊緣形成人造弱面，配合單體支柱加強煤柱切頂能力，既控制了斷裂線位置也減小了關(guān)鍵塊B的長度，達(dá)到防沖與護(hù)巷的雙重目的。

圖 4 線性切頂防沖護(hù)巷技術(shù)原理示意圖Fig. 4 Schematic of the mechanism of linear roof cutting for rockburst prevention and roadway protection

3 線性切頂爆破關(guān)鍵參數(shù)

3.1 爆破模型的建立

本文采用COMSOL數(shù)值模擬軟件建立二維模型并通過施加動力荷載的方式模擬爆破過程，以此研究爆破切頂卸壓護(hù)巷的關(guān)鍵參數(shù)。在COMSOL中建立10m×10m正方形和直徑75mm的圓，圓心位于正方形的中心，取正方形和圓的差集作為計算區(qū)域。對整個區(qū)域進(jìn)行自由三角形網(wǎng)格劃分，劃分后的網(wǎng)格包含12500個域單元、6000個邊界元和420個邊單元。針對6種不同裝藥直徑(42mm、50mm、55mm、60mm、65mm、70mm)情況下的爆破損傷范圍進(jìn)行研究，采用不耦合裝藥爆破，計算不同裝藥直徑下作用于孔壁上的徑向應(yīng)力峰值，即初始沖擊壓力為采用不耦合裝藥爆破，計算不同裝藥直徑下作用于孔壁上的徑向應(yīng)力峰值，即初始沖擊壓力為Pr：

(1)

式中：ρe、D分別為炸藥密度和爆速，分別可取1300kg·m-3， 3000m·s-1；db、db分別為藥卷直徑與爆破孔直徑(mm)；n為爆生氣體碰撞巖壁時產(chǎn)生的應(yīng)力增大倍數(shù)，n=12～15，取15。

本文選用如下脈沖函數(shù)作為動力激勵作用于炮孔壁邊界。

(2)

式中：P(t)為作用在炮孔壁的動力荷載；k為修正系數(shù)，為常數(shù)；Pr為初始沖擊壓力；γ為衰減率，取1.8；t0為爆炸持續(xù)時間(s)，取2.5×10-4s。

全局定義參數(shù)輸入Pr、t0、γ，在組件中插入分段函數(shù)P(t)，時間為0～t0。模擬區(qū)域設(shè)置為線彈性，區(qū)域巖石彈性模量為50GPa，泊松比為0.29，密度為2700kg·m-3。邊界載荷設(shè)置在圓的邊上，大小為P(t)，方向由圓心向外輻射。正方形的4條邊設(shè)置為低反射邊界。模型計算時間設(shè)置為0～0.01s，間隔2×10-5s。在模型中設(shè)置一段測線，測線范圍從(0.5， 0)～(5， 0)，測線上每間隔0.5m布置一個測點，共10個測點，從而通過監(jiān)測不同條件下爆炸后各測點應(yīng)力隨時間變化研究爆炸應(yīng)力波在巖體中的衰減規(guī)律，為關(guān)鍵參數(shù)確定提供依據(jù)。

3.2 切頂爆破鉆孔間距確定

在爆破孔周邊設(shè)置應(yīng)力監(jiān)測點，可以得到爆破后巖體內(nèi)應(yīng)力變化規(guī)律。沿著爆炸半徑方向，不同裝藥直徑的巖體內(nèi)部應(yīng)力峰值不斷降低，在裝藥直徑為42mm、50mm、55mm、60mm時擬合得到的應(yīng)力峰值函數(shù)分別為：

(3)

式(3)的平均擬合度均高達(dá)99.95%，能夠真實地反映徑向方向上距爆炸源不同距離的應(yīng)力峰值。以直徑42mm為例，根據(jù)實測頂板抗拉強度，取最大值8.0MPa為臨界強度。應(yīng)力峰值曲線如圖 5所示，爆破后應(yīng)力分布以指數(shù)形式快速衰減，不同直徑下巖體損傷范圍如圖 6所示，可以看出致裂范圍隨裝藥直徑增大而增大，總體呈冪函數(shù)形式增長。

圖 5 裝藥直徑42mm應(yīng)力峰值曲線Fig. 5 Curve of the stress peak with the 42mm charge diameter

圖 6 不同裝藥直徑爆炸損傷范圍擬合曲線Fig. 6 Fitting curve of the damage area with different charge diameter

根據(jù)以上模擬與分析，結(jié)合現(xiàn)場施工條件，確定92606工作面溜子道爆破直徑為42mm，最優(yōu)間距為0.5m。

3.3 切頂層位的確定

切頂層位需要選擇對沖擊地壓與巷道變形影響最大的關(guān)鍵層進(jìn)行，因此要選擇距離煤層最近的關(guān)鍵層或關(guān)鍵層組，通過下位關(guān)鍵層的切頂，形成垮落角，使上位關(guān)鍵層巖垮落角以此斷裂，如圖 4中A-A剖面所示。頂板爆破孔的深度應(yīng)能使冒落巖塊滿足“砌體梁”穩(wěn)定條件(許家林， 2020)，才能夠保證沿空巷道煤體上支承壓力最小。根據(jù)垮落帶巖層平均碎脹系數(shù)為1.3計算，則爆破孔深以6～10m為宜。

4 現(xiàn)場實踐與效果

4.1 現(xiàn)場方案設(shè)計

基于以上分析，結(jié)合92606回采工作面的地質(zhì)條件，得到最優(yōu)致裂層位與深度為6～8m，裝藥直徑42mm，鉆孔間距0.5m。施工位置位于92606回采工作面溜子道內(nèi)靠煤柱一側(cè)，線性密集爆破切頂配合單體支柱加強切頂能力。為了進(jìn)行對比，分析效果，現(xiàn)場設(shè)計了4種技術(shù)參數(shù)，如圖 7所示：

圖 7 現(xiàn)場技術(shù)方案布置示意圖Fig. 7 Schematic of the in-situ layout of roof cutting

(1)對比方案：鉆孔直徑42mm，鉆孔深度18m，鉆孔間距5m。該方案為傳統(tǒng)深孔爆破預(yù)裂頂板與防沖技術(shù)措施與參數(shù)，范圍為距離92609軌道約150m開始實施，至推過92608軌道巷迎頭50m。

(2)方案1：鉆孔直徑42mm，鉆孔深度8m，鉆孔間距1m，范圍約50m。

(3)方案2：鉆孔直徑42mm； 孔深8m，間距0.5m，范圍約90m。

(4)方案3：鉆孔直徑42mm； 孔深6m，間距0.5m，范圍約50m。

典型現(xiàn)場爆破實施如圖 8所示(間距0.5m)，可以看出通過線性切頂爆破，爆破孔之間的裂紋沿線性定向擴展，并相互貫通，達(dá)到了線性切頂目的。

圖 8 現(xiàn)場爆破實施效果圖Fig. 8 In-situ photograph of roof cutting by blasting

4.2 不同技術(shù)方案護(hù)巷效果

自92606工作面至92608軌道巷停掘位置約150m，開始在92606工作面溜子道位置向下幫方向?qū)嵤﹤鹘y(tǒng)深孔爆破技術(shù)，工作面推過92608軌道巷迎頭50m后，實施線性密集切頂技術(shù)方案，待92606回采面超過92608材料道停掘面的350m后，對92608軌道巷設(shè)置的測量點進(jìn)行巷道圍巖變形觀測，得到切頂對應(yīng)區(qū)域的平均剩余巷道寬度和頂?shù)装甯叨?，如?1所示。

表 1 不同技術(shù)方案巷道(92608材料道)變形統(tǒng)計Table 1 Measuring and statistic of the deformation of 92608 headentry with different technical schemes

如圖 9所示為不同技術(shù)方案實施區(qū)域92608軌道巷在92606工作面采動影響后的巷道頂?shù)装迮c兩幫移近量觀測值。可以看出，傳統(tǒng)的頂板深孔爆破對于受采動影響迎采沿空巷道維護(hù)效果不佳，頂?shù)装搴蛢蓭褪Ｓ喔叨染鶠樽钚?，巷道變形較為嚴(yán)重。而采用線性切頂技術(shù)方案后，對減弱92608軌道巷受工作面影響效果顯著。同時可以看出，對于受采動影響巷道的維護(hù)而言，線性密集切頂(如方案2與方案3的0.5m間距)后巷道寬度和巷道高度的剩余量較大，效果顯著，即，線性切頂鉆孔間距是控制該技術(shù)的關(guān)鍵。故采用孔深8m或者6m，間距為0.5m的爆破方案最為合適，與前面計算結(jié)果一致，也說明所建立的切頂巷參數(shù)優(yōu)化技術(shù)是合理有效的。

圖 9 不同技術(shù)方案巷道變形監(jiān)測數(shù)據(jù)Fig. 9 Monitoring of the deformation of 92608 headentry with different technical scheme

4.3 線性密集切頂防沖效果

在92606工作面溜子道內(nèi)實施線性密集切頂后，不但有利于減弱92608軌道巷受采動影響造成的巷道變形，同時也有利于本工作面沖擊地壓控制。礦井安裝了波蘭32通道SOS微震監(jiān)測，該系統(tǒng)是目前國內(nèi)外最為先進(jìn)的煤礦用微震監(jiān)測系統(tǒng)之一(竇林名等， 2021)。該系統(tǒng)主要由記錄儀、分析儀、微震探頭和數(shù)字傳輸系統(tǒng)等組成，最大傳輸距離達(dá)10km，可準(zhǔn)確計算出能量大于100 J的震動事件的發(fā)生時間、能量及空間三維坐標(biāo)。微震探頭的頻帶寬度為1～600Hz，臺網(wǎng)優(yōu)化布置情況下，水平定位誤差小于20m，垂直定位誤差小于30m(Cai et al.， 2019)。利用SOS微震監(jiān)測系統(tǒng)得到的工作面回采過程中的煤巖體破裂震動事件，可以直觀地反映工作面沖擊危險性，大尺度高能量的破裂事件反映了巖體不穩(wěn)定破裂發(fā)展(孟令超等， 2020)，如圖 10所示為實施線性密集切頂區(qū)域能量高于1000 J震動分布(圖中藍(lán)點代表能量1000～10000 J震動)，期間未發(fā)生高于10000 J的震動事件，沖擊危險大幅度降低。

圖 10 線性密集切頂區(qū)域微震分布Fig. 10 Microseismic events distribution in the linear roof cutting area

可以看出，迎采沿空巷道切頂護(hù)巷技術(shù)的實施，控制了基本頂關(guān)鍵塊B空間狀態(tài)，減小了其長度、回轉(zhuǎn)與下沉變形量。同時，切落的頂板充當(dāng)了工作面開采的墊層，從而減小了頂板來壓時的動載沖擊，消除了臨近工作面煤體上方應(yīng)力集中，降低或消除了本工作面回采期間的沖擊危險性； 改善了相鄰迎采沿空巷道圍巖穩(wěn)定性，為礦井的正常生產(chǎn)銜接創(chuàng)造了有利條件。

5 結(jié) 論

(1)分析了傾斜煤層堅硬頂板線性切頂護(hù)巷機理。關(guān)鍵層中的關(guān)鍵塊B的空間狀態(tài)是影響采掘擾動區(qū)工作面回采與迎采巷道礦壓顯現(xiàn)的關(guān)鍵。主動控制關(guān)鍵塊B沿區(qū)段煤柱邊緣斷裂，使迎采巷道處于穩(wěn)定的關(guān)鍵塊A懸臂下，同時減小關(guān)鍵塊的長度，可降低回采工作面的沖擊危險性與迎采巷道的圍巖變形。

(2)基于COMSOL模擬研究了不同裝藥直徑下應(yīng)力峰值分布，爆破后應(yīng)力以指數(shù)函數(shù)形式快速衰減，給出了不同裝藥直徑下應(yīng)力峰值變化的擬合公式； 致裂范圍與裝藥直徑呈冪函數(shù)的正相關(guān)關(guān)系，以頂板巖石抗拉強度為指標(biāo)值，確定了不同裝藥直徑對應(yīng)的最優(yōu)間距。

(3)相比于傳統(tǒng)的深孔爆破，線性密集切頂兩鉆孔之間能夠形成貫通裂隙，從而控制關(guān)鍵層的破斷方式，鉆孔間距是影響防沖與護(hù)巷效果的關(guān)鍵參數(shù)。

(4)通過巷道圍巖變形觀測與微震監(jiān)測，驗證了爆破孔直徑42mm，間距0.5～1.0m，孔深6～8m的參數(shù)下，能夠有效減弱迎采巷道的圍巖變形，同時減小了本工作面沖擊危險性，達(dá)到了防沖與護(hù)巷的雙重作用。