切顶卸压沿空留巷支护技术及矿压规律分析

2018-08-20呼少平雷亚勇

陕西煤炭 2018年4期

薛斌，呼少平，雷亚勇

(陕西陕煤澄合矿业有限公司，陕西渭南 715200)

0 引言

沿空留巷是国内外煤炭开采技术的重要发展方向，是降低回采巷道掘进率、提高采区回采率、实现无煤柱开采的主要技术措施之一。切顶卸压沿空留巷支护技术采用深孔爆破技术预裂顶板，利用采场周期来压沿空切顶，形成对上覆老顶岩梁的支撑结构，控制老顶的回转和下沉变形，实现卸压作用。切落的顶板形成巷帮，从而保留了工作面下顺槽，作为邻近工作面上顺槽，使传统长壁开采一面双巷模式变为一面单巷采掘模式，实现无煤柱开采。澄合矿业公司在百良旭升煤矿505综采工作面停采线以里100 m段，进行了切顶卸压沿空留巷支护技术试验，分析改进了切顶卸压沿空留巷支护技术方案，总结出了试验段矿压显现规律。

1 切顶卸压沿空留巷设计方案与实验

1.1 回采巷道围岩地质条件

百良旭升煤矿505综采工作面走向长706 m，倾向长度142 m，主采5#煤，直接顶为细粒砂岩，平均厚度2.85 m，上部为4#煤，厚度1.2～2.4 m，平均1.5 m。4#煤上部为中细粒砂岩(老顶)，厚度2.0～10.0 m，平均6.0 m。煤层底板为细至中粒石英砂岩，厚度0.55～2.5 m，平均1.7 m，坚硬，老底为粉砂岩，厚度14.71～21.22 m，平均17 m。

1.2 沿空留巷段补强支护方式

505综采工作面位于一采区西翼，东为采区大巷，西为大原头村煤柱，南北均为待掘工作面，工作面沿走向布置，试验在工作面轨道巷进行，原支护方式为锚网索支护，巷道设计规格为4.0 m×3.5 m，顶部布置6根φ20 mm×2 200 mm锚杆，三花布置φ18.9 mm×8 300 mm锚索，两帮各布置5根φ20 mm×2 200 mm锚杆。

100 m试验段采用补设锚索、锚杆方式进行补强支护，共打设补强锚索125根，补强锚杆143根。锚索规格φ21.8 mm×9 300 mm，间距0.8 m，靠煤壁帮单排打设。锚杆规格φ20 mm×2 200 mm；间排距1.4 m×1.4 m，煤柱侧帮打设，打设位置在帮部中间，与巷道原支护呈五花眼布置。

1.3 试验巷道切顶卸压方案

切顶卸压预裂爆破孔参数：切顶方式采用深孔双向聚能爆破技术实现对顶板的定向切割，在回采工作面超前50 m以外，在试验段轨道巷施工一排6～7.5 m深钻孔，孔位距回采帮200 mm，孔径50 mm，孔间距700 mm，倾角向采空区倾斜20°，试验段共施工148个爆破孔。

预裂爆破参数：装药长度1 800 mm，采用9节乳化炸药，炸药规格φ32 mm×200 mm，雷管选用煤矿用毫秒延期电雷管，每孔两发，连线方式采用孔内并联，孔外串联，爆破方式五孔为一组一次起爆。定向聚能管使用PVC管材，规格φ40 mm×4 000 mm，通过矿用切割机割宽度8 mm对缝，实现定向聚能爆破。

试验段巷道分段进行：试验段巷道全长100 m，为保证试验数据科学合理性，将试验段分为3段，每段爆破孔深度及爆破装药方式进行细微调整，分段布置情况见表1。

1.4 留巷段支护方案

留巷段支护采用单体支柱配合π型梁支护，排距0.6 m，π型梁长2.4 m，一梁三柱，棚距800 mm。切顶帮采用密集单体、工字钢支护，钢筋网、双抗网挡矸，待工作面推采过70 m后，回撤靠切顶帮侧单体，将单体替换为工字钢，工字钢排距0.6 m，不回收。

1.5 矿压监测方案

表面位移观测：采用十字布点法，每隔5 m布置一组测点，每天测量留巷段顶底板收敛、两帮移近量。

表1 试验段巷道分段布置表

顶板深部位移检测：采用KJ216顶板离层监测分站，观测顶板离层量。

矿压监测：使用锚索、锚杆应力监测计对锚索、锚杆工作荷载进行观测。

1.6 试验过程

百良旭升煤矿切顶卸压沿空留巷试验自2016年8月～2016年11月底，期间历时4个月。9月19日前为基础工程实施期，期间施工切缝孔148个并爆破，布设测点20组，安装顶板离层仪9组，锚索、锚杆应力监测计9组，9月20日～11月底为试验观测期，每天安排专职测量人员记录数据。

2 切顶卸压沿空留巷矿压显现规律

2.1 顶底板移近量规律分析

根据沿空留巷岩层运动规律的不同，将留巷段顶底板岩层活动分为3个时期，如图1、表2、表3。

前期活动期(超前支承压力影响)：随着工作面推采临近试验地点，留巷段受回采超前支承压力影响。工作面距离试验地点40 m以外，留巷段顶板基本无下沉，底鼓量也基本无变化。工作面距离试验地点40～20 m期间，顶板下沉、底板底鼓产生微小变化。工作面距离试验地点20～10 m期间，变化增强。工作面推采距离试验点10 m以内时，回采超前支承压力对留巷段顶板产生剧烈影响，留巷段顶底板变化明显。

表2 顶板下沉量变化分析表

备注：表中负数代表工作面推过试验点距离。

表3 底板底鼓量规律分析

备注：表中负数代表工作面推过试验点距离。

活动过渡期(工作面倾斜方向残余支承压力影响)：工作面推采至试验点时，支架向前移动，其后方顶板岩层失去支撑，采空区直接顶垮落，岩层垮落后不足以充满采空区时，老顶上覆岩层的重量通过直接顶逐渐转移到巷旁煤体深部，使其出现应力集中，留巷段顶底板产生剧烈变化。

后期活动期(后方采空区支承压力影响)：工作面推过试验点15 m以后，随着矸石的逐渐压实并形成稳定结构，受采动因素的围岩应力重新分布，留巷段顶板受后方采空区支承压力影响逐渐减弱，顶底板变化趋于平稳，工作面推过试验点35 m以后，顶底板变化趋于0。

2.2 两帮收敛量规律分析

沿空留巷段两帮收敛量规律与顶底板矿压显现规律相似，工作面距离试验点40 m以外时，两帮收敛基本无变化，工作面从40 m推采至试验点时，两帮收敛量逐渐加剧。工作面推过试验点时，受支架布置方式影响，支架窜入试验巷道1 m左右，紧贴支架挡矸支护滞后，加之支架后窜矸严重，留巷巷道宽度急剧缩小至2.4 m。受窜矸侧压影响，工作面推过试验点60 m后，两帮收敛才趋于稳定，见表4。

表4 两帮收敛量规律分析

备注：表中负数代表工作面推过试验点距离，留巷段均为重新布点后煤柱侧单侧收敛量。

2.3 顶板深部位移规律分析

通过KJ216顶板离层监测仪数据分析，留巷段顶板深部位移在工作面推采至留巷段时发生剧烈变化，下沉量与顶板下沉观测数据一致。

2.4 巷道锚杆(索)受力规律分析

锚杆受力分析：帮部锚杆受力出现持续增大状态，峰值数据27 MPa(148.5 kN)，切顶后卸压，最后趋于稳定，如图2所示。

图2 1号测点锚杆受力曲线图

锚索受力分析：切顶预裂爆破后，顶部锚索受力减小，随着工作面推进，逐步递增，工作面推采过10 m时，锚索受力27 MPa(148.5 kN)，后数值突然减小至0，推采过测点15 m时，锚索受力又缓慢增加至2 MPa后稳定，如图3所示。

图3 1号测点锚索受力曲线图

3 试验期间遇到的问题

3.1 留巷段宽度不足，挡矸效果不理想

工作面推采过后，由于工作面排尾架布置于轨道巷中央位置，支架后挡矸支护困难(窜矸严重)，切顶帮侧挡矸单体只能紧贴支架顶梁支设，拉架后，留巷宽度仅有2.4～2.8 m，与设计(4.0 m)相差太远；加之工作面倾角较大，机尾低于机头15～20 m，留巷段承受煤层顶板及矸石侧压大，导致切顶帮侧挡矸支柱从中部弯曲变形较多。