煤矿切顶卸压自成巷开采技术研究

韩长路

(陕西陕煤黄陵矿业有限公司，陕西 延安 727307)

0 引言

近年来，随着煤炭开采强度的逐渐增大，浅部易采煤炭储量逐渐减少。大量矿山仍采用长壁开采技术体系，不但造成了大量资源浪费，还导致巷道大变形、冲击地压等矿山灾害，煤炭高效绿色开发形势仍然严峻。矿山安全高效开采的关键是保证巷道围岩稳定[1-2]。作为一项科学高效的采矿技术，沿空留巷在中国部分浅部矿山现场应用效果很好[3-4]。但传统沿空留巷的充填工艺较为复杂，成本也较以往大幅度增长，严重制约矿山安全生产与经济效益的协同发展。

何满潮院士团队[5-6]研发了以“切顶短臂梁”为基础的沿空切顶成巷技术，并提出双向聚能拉伸爆破技术体系，为复杂条件下高强度岩体高效低耗爆破提供新的研究思路。刘小强等[7]聚焦小河嘴煤矿煤柱护巷矿压显现剧烈问题，在该矿倾斜薄煤层工作面进行切顶卸压新方案，有效地减少巷道移近量，并使巷道区域压力大幅降低。万海鑫等[8]通过理论研究与数值计算揭示切顶卸压沿空留巷围岩活动规律，提出“超前爆破-锚索补强-支柱铰接顶梁-预筑混凝土砌块墙体”支护技术，解决现场实际问题。

陕煤集团黄陵矿业公司瑞能煤矿地质条件简单，目前已经到达回采末期，回采顺槽巷多为半煤半岩巷道，掘进进尺较低且掘进支护费用较高。因此，研究并全面推广“110工法”切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术的使用，对矿井资源回收率提高、降低巷道掘进成本、延长矿井服务年限具有重大的战略意义。

1 工程背景

1.1 工程地质条件

瑞能煤矿隶属于陕煤黄陵矿业集团，核定年生产能力60万t。矿井采用斜井开拓方式，采煤方法为单一煤层长壁采煤法，全部垮落法处理采空区。井田范围内仅2号煤层属于可采煤层，全区范围内稳定可采。试验工作面为瑞能煤矿117综采工作面，埋深120～260 m，平均煤厚为1.49 m，工作面最低采高1.6 m，超过1.6 m煤层一次采全高，平均煤层倾角为3°，工作面长151 m，顺槽长度约1 026 m，工作面回采长度为980 m。工作面布置如图1所示，该工作面为采区首采面，采用“110工法”切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术所需自动成巷的巷道为117工作面南侧的117轨道巷。

图1 117工作面布置示意Fig.1 Layout of 117 working face

1.2 切顶卸压自动成巷技术原理

瑞能煤矿可采资源储量有限，且回采巷道多为半煤半岩巷道，掘进较为困难、掘进费用较高。切顶卸压沿空自成巷理论基础为“切顶短臂梁”理论。通过对自动成巷过程中采动应力场-支护-围岩相互作用规律的分析，形成机理如图2所示。

图2 切顶短臂梁结构模型Fig.2 Structural model of short arm beam with roof cutting

2 “110工法”顶板定向切缝技术数值模拟

2.1 数值计算模型构建

针对试验工作面地质情况，同时考虑到计算时间效应，模拟切顶高度及切顶角度对巷道围岩应力影响时，在纵向方向只取一个单元进行计算。模型长度70 m，高度50 m，共划分单元格5 670个、节点11 674个，如图3所示。顶部施加垂直向下5.75 MPa的应力，模拟上覆岩层重力荷载。材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则。

图3 模型及网格划分Fig.3 Model and meshing

2.2 数值计算方案及结果分析

2.2.1 切顶位置确定

根据建立的物理模型，分别模拟不切顶、2 m垂直切顶、4 m垂直切顶、6 m垂直切顶、8 m垂直切顶和10 m垂直切顶的情况。不同切顶高度以及不切顶时应力场如图4所示。

图4 不同切顶高度应力场Fig.4 Stress field at different cutting heights

由应力场分布情况可以看出，不对顶板进行切缝时，巷道围岩存在较大的应力集中，应力峰值达到-35.1 MPa，应力集中系数达到5.47；当顶板切缝深度为2 m或4 m时，应力集中程度及应力集中区域有所减小，但减小程度不明显，应力集中系数分别达到5.34和4.95；当顶板切缝深度为6 m以上时，围岩应力峰值显著减弱，且应力集中区逐渐远离巷道帮部。由此可见，一定深度的顶板切缝，可以明显削弱巷道围岩应力集中程度，减少巷道破坏。

通过绘制不同切顶高度巷道围岩峰值应力及巷道顶板最大下沉值曲线，如图5所示，可明显看出，对于试验工作面情况，顶板定向切缝深度以6 m左右为宜。

图5 巷道围岩峰值应力、顶板最大下沉值曲线Fig.5 Peak stress of roadway surrounding rock and maximum subsidence of roof

2.2.2 切缝角度分析

根据上述分析，切顶高度为6 m时可以取得较好的切顶效果，为分析切缝角度对切顶效果的影响，分别建立切顶高度为6 m，切缝角度为10°、20°和30°的物理模型。6 m切顶高度、不同切缝角度情况下应力场分布如图6所示。

图6 不同切缝角度应力场Fig.6 Stress field at different cutting angles

通过对比发现，切缝角度对巷道围岩峰值应力的影响不大，但当切缝角度增大时巷道顶板最大下沉量显著增大，分析其原因如下：顶板的弯曲下沉、断裂和垮落是一个动态的“时-空”演化过程，采空区顶板垮落过程存在一定时间效应，当切缝角度较大时，巷道顶板在采空区端的悬臂长度相应增大，致使此时巷道围岩应力暂时较大，因而巷道顶板的下沉变形也持续增大，但是，当采空区矸石垮落完成，且巷道顶板在采空区端触矸后，可将部分荷载由煤壁侧转移至采空区，因而可以大幅度减小巷道围岩应力集中，而巷道顶板的下沉变形是个累积的过程，即便围岩应力继续减小，其下沉量仍在继续增大，从而产生随切缝角度的增大巷道围岩应力集中增加不明显，但巷道顶板下沉增加显著的现象。

因此，根据上述结果，当切缝角度为10°，切顶高度为6 m时，能取得较好的切顶卸压效果。

3 切顶卸压自动成巷效果评价

3.1 工作面矿压显现规律

3.1.1 工作面支架压力监测站布置

117工作面倾向长度151 m，工作面共布置120架ZY3600/10/24D液压支架，其平面布置示意图如图7所示。为掌握117工作面切顶卸压自动成巷矿压显示特征，采用YHY60矿用本安型液压支架测力仪在工作面共布置12个支架压力监测站，分别位于8#、18#、28#、38#、48#、58#、68#、78#、88#、98#、108#、118#支架。

图7 117工作面液压支架布置方式Fig.7 Layout of hydraulic support in 117 working face

3.1.2 工作面周期来压特性

以58#支架为例，分析工作面周期来压特性。根据挑选出的应力峰值情况，分析各应力峰值大小、峰值产生的时间及工作面进尺，如图8所示。由图可以看出，位于工作面中部58#支架周期来压平均强度约41.6 MPa，来压步距平均约15.3 m。

图8 顶底板移近量随时间变化曲线Fig.8 Variation curve of roof to floor convergence with time

3.2 工作面顶板下沉规律

3.2.1 顶板下沉变形规律

工作面推过前后，对117工作面轨道巷的顶板下沉情况进行分析，掌握巷道顶板下沉与回采距离的关系，距117工作面开切眼500 m范围内布置了12个顶板下沉监测站，分别位于距开切眼25 m、40 m、55 m、80 m、95 m、160 m、165 m、195 m、215 m、240 m、270 m、285 m、305 m、330 m、350 m、370 m、390 m、420 m处切缝侧，距离碎石巷帮约500 mm。

典型的顶板下沉曲线如图9所示。117工作面轨道巷距开切眼165 m处巷道顶板在滞后工作面20 m范围内下沉速度最快，此后顶板下沉趋于缓和，当工作面推过110 m后，顶板下沉曲线开始平稳，处于暂时稳定阶段，但受后方巷内回撤临时支护结构影响，当工作面推采至330 m时，此时测站距离工作面约160 m，测站JCYJ7处巷道顶板略有下沉，下沉量约10 mm，此时巷内临时支护结构已回撤至155 m，表明巷内临时支护结构的回撤对巷道围岩有轻微影响，此后巷道处于最终稳定阶段。

图9 测站JCYJ7巷道顶板下沉变形曲线Fig.9 Roof subsidence deformation curve of JCYJ7 station

受采空区顶板岩层影响，滞后工作面约40 m范围内的巷道顶板下沉最为剧烈。由此可知在此范围内的巷道受上覆岩层荷载影响最大，巷道顶板下沉剧烈。滞后工作面约130 m后，顶板下沉变形处于稳定状态。

当工作面推采至570 m，根据设置的手工测点，得出117工作面轨道巷距开切眼0～500 m范围内巷道顶板总下沉情况。由图10可看出，巷道的顶板在切缝侧的下沉量明显大于煤帮侧，表现出倾斜下沉变形特性。0～500 m范围内的切缝侧、煤帮侧巷道顶板最大下沉量分别为383 mm、120 mm，平均下沉约216 mm、73 mm，满足安全生产的使用要求。

图10 117工作面轨道巷0～500 m巷道顶底板总下沉量Fig.10 Roof to floor convergence of 0～500 m roadway in 117 working face

3.2.2 顶板恒阻锚索受力

线锚索测力仪得出的锚索受力变形与工作面位置关系曲线，如图11所示。当工作面推采至距离锚索约25 m时，锚索受力开始增大；与锚索位置相同时，且受力与变形迅速增大；推过锚索25 m时，其受力稳定，约340 kN，锚索变形量约50 mm。随着工作面持续回采，锚索受力一直处于恒阻值状态，而其变形量仍在以较高速度继续增大，工作面推过50 m后，其变形速度显著减小，当工作面推过约150 m后趋于稳定。

图11 135 m处锚索受力曲线Fig.11 Stress curve of anchor cable at 135 m

由图11(b)所示，恒阻锚索受力稳定后，基本保持不变，始终维持相对恒定的工作阻力。充分体现了恒阻锚索吸能让压的特性，不会使锚索发生断裂、破坏。

由上述可得，25 m是恒阻锚索受力变形的起始点，当工作面推过5～25 m后其受力开始达到恒阻值，基本处于恒阻工作状态。工作面推过约150 m后，锚索受力与变形开始趋于稳定。

3.3 效益评价

回收煤柱产生效益：每回采1 m的煤，多回收煤柱42 t，按煤炭售价430元/t计算，扣除160元/t的采煤成本，则工作面每回采1 m，煤柱可获得收益为11 340元。累计可回收煤柱总量约41 850 t则回收煤柱产生的经济效益达1 111.32万元。

节约掘巷产生效益：117工作面可节约掘进一条回采巷道的成本，按矿井117工作面6 900元/m掘巷成本计算，可节约成本676.2万元。

综合效益：117工作面总长980 m，需投入成本约694.82万元，回收煤柱产生效益约1 111.32万元，节约掘巷产生效益约676.2万元，因此最终产生效益1 092.7万元。

4 结论

(1)根据瑞能煤矿薄煤层浅埋深复合顶板工程地质特征，提出“110工法”切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术体系。通过数值计算得出顶板定向切缝深度为6 m左右，当切缝角度为10°，切顶高度为6 m时，能取得较好的切顶卸压效果。

(2)基于现场矿压显现、顶板下沉及产生经济效益对117工作面切顶卸压自动成巷进行综合评价，矿山压力及顶板下沉量能较好的保证安全开采，且能产生1 092.7万元经济效益，保障矿山安全高效开采与经济可持续协同发展。