不等长工作面沿空留巷围岩控制及矿压规律分析

2022-09-28冯子涵

陕西煤炭 2022年5期

冯子涵

(陕西陕煤黄陵矿业有限公司双龙煤矿，陕西延安 727300)

0 引言

切顶卸压沿空留巷是基于切顶短臂理论，通过在回采巷道的采空侧定向切顶，切断巷道与采空区部分顶板岩层的应力传递，利用矿山压力使采空区顶板自行切落并形成巷帮，实现无煤柱采煤[15]。多年来国内学者从不同的角度对切顶沿空留巷理论进行了研究，并开展了广泛的应用。娄庆楠等[6]提出了高强度固帮切顶成巷方法，该技术有效降低了巷道收敛变形，巷道表面位移减小约34%；陈金明[7]基于岩梁力学结构和几何关系，推导出了顶板合理切缝角度等切缝参数的理论表达式，并得到井下试验验证；陈金宇[8]采用水力压裂顶板卸压与柔膜袋充填混凝土巷旁支护相结合的方法对沿空留巷进行围岩控制，结果表明该协同控制技术极大改善了沿空留巷的围岩应力环境，保证了巷道的安全使用；白铭波等[9]为解决韩家湾煤矿采掘接替紧张状况，在基于切顶参数、装备、围岩控制等研究成果基础上，提出了一套适用于韩家湾煤矿的沿空留巷工艺。总的来说，我国沿空留巷围岩控制技术等相关理论的研究取得了一定的成果，但在实际应用过程中，不同的地质开采条件下沿空巷道围岩变形问题仍然突出[1012]。因此，基于双龙煤矿201综采工作面沿空留巷的工程应用，本文从沿空留巷切顶参数优化设计、支护-改性双重围岩控制机制等研究着手，为双龙煤矿突破传统采煤工艺、提高采出率提供与地质开采条件相适应的技术体系，保障双龙煤矿沿空留巷首采工作面的安全高效回采。

1 工程背景

双龙煤矿201综采工作面为二盘区首采工作面，201综采工作面位于二盘区辅助运输大巷北侧、东邻井田边界，西邻202综采工作面(未开采)，201综采工作面距地表垂直埋深190～330 m。地面标高为+1 020 m至+1 170 m。201综采工作面共布置3条巷道，2条进风巷和1条回风巷，利用201辅助运输巷道进行切顶卸压沿空留巷，如图1所示。201综采工作面设计长度为1 910 m，可采长度为1 760 m，巷道均为矩形。其中，201主运输顺槽、辅助运输顺槽、回风巷规格均为5.0 m×2.9 m，掘进断面为14.5 m2；201切眼规格为7.0 m×2.9 m，掘进断面为20.3 m2，支护方式为锚网索支护。

图1 201综采工作面采掘平面图Fig.1 Tunneling plan of 201 fully mechanized mining face

基本顶为细粒砂岩，厚度为3.2～6.67 m，主要由石英、长石组成，含有暗色矿物及云母片，具细水平、透镜状及不规则层理，含植屑化石，均一致密坚硬，分选性较好，局部充填有石膏细脉，普氏系数4～6，为坚硬岩石。直接顶为粉细砂岩与泥岩互层，厚度为1.17～10.93 m，灰黑色黑色水平层理，断面平坦，含黄铁矿薄膜及植物化石碎屑，普氏系数4～6，为坚硬岩石。直接底为泥岩，厚度为0.7～9.66 m，深灰色，团块状，含植物根茎化石，具有擦痕，含FeS2薄膜，普氏系数2～4，为较坚硬岩石。

2 沿空留巷方案优化设计

2.1 顶板切缝预裂参数设计

采用双向聚能爆破预裂技术，将特定规格的炸药装在2个设定方向有聚能效应的聚能装置中，炸药起爆后，炮孔围岩在非设定方向上均匀受压，而在设定方向上集中受拉，依靠岩石耐压易拉的特性，使岩石按设定方向拉裂成型，从而实现被爆破体按设定方向张拉断裂成型。预裂切缝深度(H缝)临界设计公式为

H缝=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(K-1)

(1)

式中，ΔH1为顶板下沉量，0.1 m；ΔH2为底鼓量，0.1 m；K为碎胀系数，取1.3～1.5。根据双龙煤矿顶板围岩的物理力学特性以及临近工作面围岩变形特征，取K为 1.3；顶板下沉量ΔH1取值0.1 m；底鼓量ΔH2取值0.1 m。另201综采工作面平均煤层厚度为2.4 m，将数据代入临界设计公式计算可得切顶孔深度为7.3 m，故取切缝孔深度为7.5 m。

结合类似矿区工程经验，设计顶板切缝孔深度为7.5 m，切缝孔距巷道沿空留巷侧200 mm，与铅垂线夹角为10°，切缝孔间距为500 mm。待201综采工作面回采至距回风巷煤柱侧40 m时，在201辅助运输巷道顶板距煤柱侧帮200 mm位置处，平行巷道施工切缝孔(施工长度为30 m)，然后垂直巷道延续施工至采空区侧，转至201辅助运输巷道采空区侧，切缝孔距帮200 mm，平行于巷道延续向外施工，如图2所示。双向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm。聚能爆破采用二级煤矿乳化炸药，采用炸药规格为φ32 mm×200 mm/卷。

图2 沿空留巷切顶眼示意Fig.2 Schematic diagram of gob-side entry retaining and roof cutting hole

2.2 沿空留巷支护参数设计

为了保证切顶过程和周期来压期间巷道的稳定性，对巷道顶板以及煤柱侧采用让压锚索、普通锚索(φ21.8 mm×9 300 mm钢绞线)、帮锚进行补强支护。工作面推进过程中，不同位置巷道受采动影响不同。工作面超前段会受到超前压力的影响。工作面开采后，顶板开始垮落，且从垮落到稳定需要一定的时间，因此距工作面较近的架后区域不仅要进行顶板支护，还需进行挡矸支护。随着工作面继续推进，当巷道距工作面较远时，顶板运动基本趋于稳定，此时可将架后临时支护的设备前移，只进行挡矸支护喷浆封闭即可。将留巷段附近划分为3个区。超前支护区(工作面前方20 m)，后巷临时支护区(架后0～200 m)和后巷稳定区(架后200 m之后)，不同分区根据需要采取不同支护措施，如图3所示。

图3 沿空留巷三区示意Fig.3 Schematic diagram of the three zones of gob-side entry retaining

超前支护区采用型号为DW31.5-200/100型单体支柱配合型号为HDJB-1200型铰接顶梁支护巷道顶板。后巷临时支护区采用三排“单体液压支柱+铰接梁”方式对顶板进行加强支护。待后巷稳定区趋于稳定状态后，回收后巷单体支柱。

2.3 注浆改性材料及性能分析

为了降低巷道顶板下沉量，保证顶板的稳定性和整体性，决定对巷道顶板围岩进行注浆改性，注浆材料选用双组分无机加固材料，其是结合高分子加固材料和单液无机加固材料的优点而研发出来的。该材料不仅具有高分子加固材料反应速度快、凝固时间短、扩散性好、强度高等优势，还具有无机加固材料反应温度低、成本低、安全性好等特点。其具体性能指标参数为，流动度205 mm；单组份存放时间大于2 h；初凝时间30～120 s；终凝时间9 min；2 h强度为12.5 MPa；4 h强度为19.5 MPa；1 d强度为25.7 MPa；28 d强度为38.6 MPa。

201综采工作面辅助运输巷沿空留巷宽度为4.6 m，设计布置两排注浆孔，注浆孔呈三花布置，注浆孔深度为7 000 mm，孔径为42 mm，间排距1 500 mm×1 500 mm，煤壁侧钻孔距煤壁距离1 100 mm，以15°角向煤壁侧打设，如图4所示。

图4 注浆改性钻孔方案设计示意Fig.4 Schematic diagram of design of grouting modified drilling scheme

3 沿空留巷矿压及围岩变化规律分析

随着工作面的推进，在201综采工作面辅助巷道即沿空留巷设置2个测站，对锚索、锚杆、覆岩离层以及围岩表面变形等进行监测。

3.1 锚杆(索)受力分析

锚索受力变化如图5所示，可知辅助巷1 150 m、750 m位置处锚索受力随工作面推进均可分为超前增加段、滞后下降段以及滞后稳定段。锚索受力峰值位置分别在滞后阶段4 m、6 m处，受力大小均为323 kN。综合数据分析，测点滞后工作面顶板影响最大范围为280 m，测点超前工作面顶板影响范围约为50 m，即[-50 m，280 m]，影响顶板范围为330 m。由图6可知，辅助巷1 150 m、750 m位置处锚索受力随工作面推进均可分为超前增加段、滞后下降段以及滞后稳定段。锚索受力峰值位置分别在滞后阶段5 m、10 m处，受力大小分别为73 kN、84 kN。综合数据分析，滞后工作面顶板影响最大范围为160 m，超前工作面顶板影响最大范围为50 m，即[-50 m，160 m]，影响顶板范围为210 m。

图5 锚索受力变化曲线Fig.5 The force change curve of the anchor cable

图6 锚杆受力变化曲线Fig.6 The force change curve of the anchor rod

3.2 围岩变形分析

由图7可知，辅助巷1 150 m、750 m位置处深基点位移随工作面推进均可分为超前增加段、滞后下降段以及滞后稳定段。深基点离层位移最大位置分别在滞后阶段8 m位置处和超前阶段10 m位置处，离层量大小分别为47 mm、49 mm；而辅助巷1 150 m、750 m位置处浅基点位移随工作面推进基本保持平稳变化。综合数据分析，浅基点滞后工作面影响顶板变化最大范围为8 m，浅基点超前工作面影响顶板变化最大范围为10 m；深基点滞后工作面影响顶板变化最大范围为13 m，深基点超前工作面影响顶板变化最大范围为63 m，分析出现该现象的原因可能为浅基点范围内围岩整体发生移动，内部离层量相对较小。