金谷矿预裂切顶沿空留巷巷旁切顶阻力及支护方案确定

2022-03-11白亚光

煤矿现代化 2022年2期

白亚光

（金谷煤业有限公司, 山西古县 055150）

0 引言

无煤柱预裂切顶卸压沿空留巷是我国煤炭资源安全高效回收的关键技术之一。将该项技术广泛应用于煤矿井下，不仅能有效提高煤炭资源的回收率，缓解煤炭资源不足的问题，而且在巷道围岩控制方面起到关键性的作用。

针对无煤柱沿空留巷顶板稳定性控制问题，国内众多学者对此进行了长期大量的研究。张光福等人[1]基于切顶沿空留巷的顶板断裂构造及其变形规律，建立了下切缝双侧悬臂梁和上切缝的断裂力学模型。徐玉胜等[2]通过支护系统耦合压力屈服分析确定了支护方案，在大采高沿空留巷工作面取得了良好的支护效果；针对倾斜煤层沿空留巷围岩容易失稳的问题，曹树刚等[3，4]通过理论分析建立了其力学模型，得出了在留风巷和机留巷中不同的巷帮支护阻力，并得出了不同煤层倾角地质条件下混凝土材料支护的应用范围差异较大的结论，张东升等[5-7]基于“关键层”理论和充填变形机理，建立了综放沿空留巷围岩结构力学模型，并对支架顶板质量对沿空留巷围岩稳定性的影响进行了探讨。

以上研究主要是针对顶板结构、围岩稳定性，顶板力学机理等方面进行研究。然而，关于预裂切顶沿空留巷巷旁切顶阻力及支护技术的研究相对较少；因此，本文结合该工作面地质条件，通过理论分析求得巷旁切顶阻力，在此基础上进行支护方案的设计并将其应用与现场工程，并采用现场检测的手段对巷道围岩移动变形进行监测，判断并分析巷道支护效果。

1 工程概况

该矿按照10901→10902→10900→10903 的接替顺序来回采，开采水平为+855 m 水平，目前主要开采9、10 号煤层，其中9 号煤层厚度为0.62～1.25 m，平均0.93 m。不含夹矸，顶板为K2 中厚层状石灰岩，下距10 号煤层0.58～3.80 m，平均1.37 m。10 号煤层厚度为0.74～2.85 m，平均1.40 m，含0～3 夹矸，顶板为泥岩，底板为粉砂岩、泥岩、砂质泥岩。

2 预裂切顶沿空留巷技术原理

预裂切顶无煤柱沿空留巷开采技术，即沿采煤工作面一侧的运输巷道顶板实施超前预裂，随着工作面的不断推进，采场顶板周期来压，在顶板压力的作用下，采空区顶板沿着预裂面切落，形成采空区顶板岩梁支护结构，在顶板切落的同时，也大大减少了煤壁的支持压力，成功地将回采工作面运输巷保留了下来，作为下区段回采工作面回风巷，因此，利用预裂切顶卸压技术能够有效控制沿空留巷顶板稳定性[8]。预裂切顶卸压沿空留巷如图1 所示：

图1 预裂切顶卸压沿空留巷示意图

该技术主要利用双向集能装置，实现岩石在设定方向光面爆破，形成顶板预裂面。聚能装置模型如图2（a）所示。炸药引爆后，其产生的气体和能量迅速膨胀，此时双向聚能装置可以瞬时抑制爆轰产物，迫使气体能量从聚能小孔释放，形成高能流对岩石进行瞬时切割，是岩体产生微裂缝，为爆轰产物提供了卸压空间[9]。炸药引爆后产生压应力波在新生成的微裂隙中反射，从而形成拉应力波。如图2(b)所示，由于岩石具有耐压怕拉的特性，在拉应力波的作用下被拉伸形成平面，使得相邻炮孔形成贯通，最终形成顶板预裂面，为采空区顶板的切落创造了条件。

图2 双向聚能装置原理图

3 巷旁切顶阻力及支护方案分析

3.1 巷旁切顶阻力

处于巷旁支护体外侧的岩块被切段后，使得预支护所控制的高度大大增加，达到平衡后岩层的最终沉降量减小。沿空留巷处于应力降低状态且顶板下沉量较小，支护体所受支承压力也较小，因此，巷旁支护体必须具有高抗性和主动支护。其实，巷旁支护在本质上仍属于被动支护，只有当顶板下沉时，才能产生支护阻力，所以在煤壁为固定边界的情况下，很难及时切割顶板。在无需密闭采空区的薄煤层开采中，巷旁支护体必须提供主动支护力，并沿巷道外侧有效切断顶板，以主动形成沿外侧破碎的侧向顶板结构，这样沿空留巷便可处于较低应力煤岩体中。为实现上述优选力学形态，有以下关键点。

1）提高实体煤帮抗弯弯矩：支护效果主要由实体煤侧抗弯弯矩MA 反映，因此在考虑巷旁支护体支护时间、支护初撑力、增阻速度等力学性能的同时必须采取措施提高实体煤帮抗弯弯矩的大小。沿空留巷实践中，在设置刚性较大的巷旁支护体的同时，必须通过对实体煤帮、肩角及巷道顶板超前加强支护，以确保沿空留巷侧向顶板不沿实体煤帮内部或煤帮边界破断，即顶板属于固支边界的时候，使巷旁支护阻力有效切顶。支护的切顶效应可以提高早期支护控制的高度，减少岩层平衡后的最终沉降。若因未及时超前加固，沿空留巷侧向顶板沿煤的实体内部断裂，顶板接近简支情况，同样的巷道边帮支护，其切顶和支护效果也会大不相同。支护初期支护高度减小，初期顶板下沉量较大，巷旁支护压力也较大。

2）强力切顶、高阻让压、主动支撑：在采取有效措施加固煤壁后，还需要具有主动支护性能的强大巷旁支护体，在煤壁为固定边界时，及时顶破沿巷帮支护外侧的侧向顶板，其切顶强度计算通式为：

式（1）中，力学计算模型如图3 所示。

图3 中Mp为岩层极限弯矩；MA为岩层抗弯弯矩；Fc为C点岩层破断块产生的向下剪力；P为巷旁切顶阻力（N）；q为上覆岩层载荷（N/m3）；γ为岩层容重（N/m3）；h为岩层厚度（m）；a为巷道维护宽度（m）；L为岩层破断特征尺寸（m）。

图3 固定边界下巷旁切顶阻力计算模型

沿巷道支护体侧向切断侧向顶板后，矸石稳定前的岩块旋转沉降是不可抗拒的，具有一定的变形特征。因此，支护必须有一定的收缩量才能满足顶板旋转下沉，纯刚性的支护将被压缩破坏。

当巷道基本顶断裂时，断裂后形成的旋转块体较长，沿空留巷的空间承受较大压力。为保证侧向顶板未在巷旁侧切断而在巷内断裂时，所设计切顶支架仍能满足要求。其最大可缩量应能适应顶板旋转下沉，其最大支撑载荷应能满足给定变形下的最大载荷。及顶板载荷的要求。低位岩体无法抵抗顶板的旋转下沉，仅仅能够被动承受压缩下沉引起的剧烈压力。根据图4 得侧向顶板在不同位置x 处的旋转下沉量sx 为：

图4 侧向顶板顶板下沉计算模型

强力的切顶支架由采空区侧边缘及沿巷道走向的一组11 号矿用工字钢和相邻的单体液压支柱组成。为了及时切顶，保证沿空留巷成功，巷道侧切顶支护的最小支护阻力必须大于切顶阻力，即只有巷道侧支护阻力大于式（3）计算的切顶阻力。

为了平衡采空区冒落煤矸石的侧压力，底部用铁鞋连接，增加侧向摩擦阻力，以平衡采空区煤矸石的侧向压力。随着上覆顶板岩层的下沉，采空区落煤矸石经历了“非接触- 接触- 压实”3 个过程。煤矸石被完全压实后，顶板压力传递至底板。根据广义库仑理论，有侧压力计算公式[10]。

式中：σα为竖直方向主动压力分布强度，kPa；γ0为矸石散体容重，kN/m3;Z为压力点到基本顶高度；q0为竖直方向矸石墙分布的侧向压力；Ka 为主动压力系数；θ为冒落矸石内摩擦角。

根据该矿的实际地质、现场测量和室内岩石力学试验，得出了计算巷道支护切顶阻力所需的参数：L= 10.2 m，a = 3.8 m，hi= 0.45 m，m= 7 m，γ= 25 kN/m3，Fcm=γhiL1= 96.33 kN，αi= 30°，取极限情况下，MPm=MA。

由以上分析结果，计算得到巷旁切顶阻力为460 kN。

3.2 单体辅助支护方案研究

沿空留巷期间巷内单体辅助支撑示意图，如图5 所示。实际施工中，靠近采空区护帮腿与预裂钻孔保持200 mm 的间距，防止顶板断裂造成护帮腿处于采空区内，失去顶部支撑作用。

图5 沿空留巷期间巷内单体辅助支撑示意图

本支护方案采用单体液压支柱配合铰接顶梁、十字铰接顶梁加强顶板支撑，沿巷道布置5 排单体液压支柱，支柱间距均600 mm。各排单体液压支柱排距离见图5，靠近固煤侧的第1 排单体与第2 排单体之间的距离为1300 mm，主要用于物料运输。靠近实体煤侧3 排单体液压支柱配合铰接顶梁（长1200 mm），采用“一梁两柱”式布置。在靠近采空侧2排单体液压支柱配合十字铰接顶梁（长600 mm）、采用“一梁一柱”式布置，以便于增加采空区侧单体液压支柱的稳定性。靠近实体煤侧的2 个单体初撑力为90 kN，靠近采空侧的3 个单体初撑力为95 kN。

4 工程应用分析

为了研究单体液压支柱辅助支护方案的应用效果，在10902 回风巷内采用巷道表面位移监测手段，在该巷道内每隔20 m 布置1 组位移监测站，将观测数据进行处理后绘制围岩移进量- 工作面推进距离关系图如图6 所示。

图6 围岩移近量

由图6 可知，工作面推进0～80 m 范围内，巷道围岩受开采影响，围岩变形迅速增大。在工作面推进80～170 m 时，采空区垮落的岩石被逐渐压实，巷道围岩变形增长速率逐渐减小。当工作面推进170 m后，顶板下沉量、两帮变形量、底鼓量变化量趋于稳定。最终，由监测结果可知，巷道顶板最大下沉量约99 mm，底鼓约151 mm，采空区侧向变形约122 mm，实体煤帮变形量约90 mm，顶、底板收缩率10.6 %，两帮收缩率4.68 %，满足沿空留巷围岩控制要求，由此可见，采用单体辅助支护方案是行之有效的。