大采高采場切頂卸壓小煤柱護巷技術研究與應用

梁 潔，張 磊，徐青云，毛華晉

(山西大同大學 a.建筑與測繪工程學院； b.煤炭工程學院，山西 大同 037003)

留小煤柱沿空掘巷布置方式因其具有提高資源采出率、延長礦井生產服務年限等特點,已經成為我國多數礦井工作面主要布置方式之一[1]。隨著煤炭開采強度的增加，一些采用小煤柱沿空掘巷的礦井為了緩解采掘接替緊張的局面，在上區段工作面開采后上覆關鍵巖層未垮落穩定前，沿空掘巷圍巖大、小結構還沒有形成，就開始掘進下區段巷道，結果導致沿空掘巷圍巖出現較大的變形，巷道維護困難[2-3]。

許多科技工作者針對小煤柱巷道圍巖控制，以及復雜困難條件下巷道支護新技術方面進行了不斷探索與實踐，取得了諸多成果。李學華等[4]通過FLAC數值計算，研究了不同煤層強度和厚度、煤層埋深、基本頂強度、掘進和采動，以及支護強度等因素影響下煤柱變形破壞特征；鄭西貴等[5]采用理論分析、數值模擬及現場工程實踐的方法，研究了沿空掘巷圍巖變形及煤柱穩定性與煤柱寬度、錨桿支護強度的關系；于洋等[6]采用現場觀測和數值計算的方法，研究了沿空掘巷圍巖變形規律和分段控制技術；孫福玉[7]采用現場調研、理論分析、數值模擬等方法，研究了綜放窄煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征、災變失穩過程及相應控制技術;翟文立[8]、張鵬鵬[9]等根據沿空掘巷圍巖變形規律，確定了適合動壓影響下的錨桿(索)支護技術。目前針對沿空掘巷圍巖變形的研究以錨桿(索)支護及鉆孔注漿為主，采空區側向頂板結構對小煤柱護巷的影響研究甚少。

山西阜生煤礦目前一采區僅有1102和1106兩個工作面，由于1106工作面有多處采空區，僅能布置刀把工作面，為提高資源回采率，緩解采掘接替緊張的難題，需迎采留設小煤柱掘進回采巷道。受1102大采高工作面動壓影響，巷道變形較大，維護難度增加，由此帶來支護成本高、巷道變形嚴重和返修率增加等一系列問題，并對正常接替產生影響。為解決這一系列問題，參考近年來圍巖控制技術和各地礦井沿空留巷技術新成果[10-12]，結合該礦井地質條件，將采用切頂卸壓方法，通過改變采空區側向頂板結構，降低采空區邊緣側向支承壓力，同時在不破壞頂板完整性的基礎上，降低煤柱側礦壓顯現，使小煤柱巷道更易維護。

1 工程背景

山西阜生煤礦主采15#煤層，煤層平均厚度為 6.0 m，采用一次采全高采煤工藝，全部垮落法控制頂板。直接頂為泥巖、砂質泥巖，平均厚度為8.5 m；基本頂為石灰巖，平均厚度為6.9 m；直接底為砂質泥巖，平均厚度為7.0 m；老底為石灰巖，平均厚度為5.0 m。正在回采1102工作面，接替工作面為1106工作面，1106巷道尺寸寬×高為5.0 m×4.2 m，為了更加有效地控制沿空掘巷圍巖變形，在1102運輸巷進行超前切頂卸壓，采掘工程平面布置如圖1 所示。

圖1 采掘工程平面布置圖

2 沿空掘巷側向頂板斷裂及煤柱載荷模型

該工作面基本頂為石灰巖，硬度較大，采場采動過程中會在工作面后方采空區側形成較長距離的懸臂梁，在覆巖載荷的影響下會發生斷裂回轉，若將其簡化為平面問題，在工作面傾斜方向，基本頂會形成采空區側向懸臂結構，如圖2所示。根據懸臂結構建立煤柱載荷計算模型，如圖3所示。

圖2 采空區側向懸臂結構

圖3 煤柱載荷計算模型

下工作面回采巷道掘進后，小煤柱載荷主要與采空區斷裂帶的高度和結構有關，根據面積分攤法，煤柱載荷大小為斷裂帶發育高度范圍內的斷裂巖層從巷道斷面中線至采空區范圍內的重量[13]，其計算公式如下：

(1)

式中：σ為小煤柱載荷，MPa；h為巷道高度，m；a為巷道寬度，m；b為小煤柱寬度，m；H為導水斷裂帶高度，m；γ為工作面上覆巖層重度，kN/m3；δ為斷裂帶斷裂角，(°)。

從采空區側向頂板結構考慮，當其他參數確定后，以斷裂帶斷裂角為研究對象，對煤柱載荷公式求導得出：

(2)

3 切頂卸壓沿空掘巷原理及效果研究

3.1 切頂卸壓沿空掘巷原理

切頂巷道圍巖應力尤其是小煤柱和巷道實體煤側垂直應力均小于不切頂巷道圍巖垂直應力，其原理可通過圖4(a)和圖4(b)進行對比分析。

(a) 切頂側煤柱幫 (b)1106運輸巷

(b) 切頂巷道

(a) 不切頂巷道

(b) 切頂巷道

(a) 不切頂巷道

鄰近工作面超前爆破切頂，使堅硬巖層內部沿預定方向產生大量的裂隙，待工作面回采過后，基本頂在預裂位置進行剪切破斷，減小采空區側懸頂長度，同時切頂垮落的矸石也會對更上位的巖層起到一定的支撐作用，使小煤柱應力集中得到緩解；基本頂斷裂位置轉移至采空區側，減弱側向巖塊彎曲下沉對小煤柱護巷頂板的擾動，使小煤柱護巷圍巖變形得到有效控制。因此，通過爆破切頂，不僅降低了大采高工作面對小煤柱護巷的強采動影響，也緩解了小煤柱應力集中現象，改善了小煤柱護巷圍巖應力環境，同時小煤柱護巷圍巖變形也會得到有效控制。

3.2 切頂卸壓效果研究

采用FLAC3D數值模擬軟件對切頂卸壓前后大采高工作面實體煤側的應力分布特征進行研究。所建模型長160 m、寬130 m、高60 m，模型上邊界載荷按采深130 m計算，模型上邊界為施加垂直載荷3.31 MPa的自由邊界面，模型底邊界垂直方向固定，左右邊界水平方向固定，1102工作面回采之后，用彈性材料模擬垮落矸石對采空區進行充填。所模擬的煤層厚度為6.0 m，各巖層物理力學參數如表1所示，模擬1106巷道尺寸寬×高為5.0 m×4.2 m，鄰近工作面回采巷道長130 m。

表1 模型力學參數

把數值模擬結果進行整理匯總，得出不切頂和切頂2種條件下實體煤側應力分布曲線，如圖5所示。由圖5可知，在不切頂條件下，采空區側向支承應力影響范圍約為30 m，應力峰值為7.83 MPa，應力集中系數為2.37，峰值位置在實體煤內側10 m處，若將1106運輸巷布置在該范圍內，則小煤柱與1106運輸巷均處于高應力區，易出現小煤柱失穩變形及較大的塑性變形破壞區，巷道會出現頂板下沉、底鼓、片幫等現象。采用切頂處理后，采空區側向支承應力有所降低，應力峰值為6.78 MPa，應力集中系數為2.05，峰值位置在實體煤內側5 m處，在距離采空區邊緣5～15 m內垂直應力均低于6.0 MPa，屬于低應力區，若將1106運輸巷布置在該范圍內，巷道整體受力較小，便于維護。

4 沿空掘巷煤柱寬度及護巷穩定性特征研究

4.1 小煤柱寬度計算

為進一步確定1106運輸巷的布置，以使巷道穩定及減少煤炭損失，煤柱的合理寬度是關鍵因素之一。煤柱寬度理論計算模型如圖6所示。

圖6 煤柱寬度計算模型示意圖

最小煤柱寬度B可由公式(3)計算得到：

步驟有：第一，做好準備，教師在批閱學生的習作時，從不同層次的習作中選擇幾篇有一定代表性，或優或劣，或標點或句子，或段落或篇章，用課件準備好；第二，明確要求，在師生同改前，讓學生再一次明確這次習作的要求和目的，知道此次修改的要點；第三，共同評議修改，課件出示代表作，對照習作要求和修改要點，邊讀邊議，從句到段再到篇，逐步深入，循序漸進。第四，師生共同總結該文的優缺點，一起提出適當的建議，如還可以怎么寫、寫什么。這樣，通過師生交流，傳授給學生自我修改的方法和要領，讓學生從范例中發現問題，懂得怎么寫、怎么改。

B=X1+X2+X3

(3)

式中：X1為相鄰區段工作面開采后靠采空區側煤體中產生的塑性區寬度，其值按公式(4)[14]計算；X2為錨索有效長度，取5.0 m；X3為煤柱安全系數，按0.15～0.25(X1+X2)計算。

(4)

式中：m為煤層厚度，取6.0 m；α為側壓系數，取0.3；C為煤層界面黏聚力，取1.78 MPa；φ為煤層的內摩擦角，取34°；K為回采引起的應力集中系數，切頂后為2.05；γ為上覆巖層平均重度，取26 kN/m3；H為煤層平均埋深，取130 m；px為煤柱采空區一側的支護阻力，為0 MPa。

經計算，X1為1.72 m，X3為1.01～1.68 m，煤柱寬度B為7.73～8.40 m。綜合考慮，1106工作面沿空掘巷煤柱寬度為8.0 m。

4.2 沿空掘巷應力及變形特征分析

不切頂和切頂條件下1106運輸巷道掘進后垂直應力分布云圖如圖7所示。由圖7分析可知，不切頂處理時小煤柱的垂直應力峰值為10.30 MPa，巷道實體煤側出現應力集中現象，應力峰值為9.75 MPa，峰值位置在實體煤內側6 m處。采用切頂處理后小煤柱及巷道煤幫側應力集中現象有所減弱，小煤柱的垂直應力峰值降為7.98 MPa，降低了23%，巷道實體煤側應力峰值降為9.07 MPa，應力分布往實體煤深部轉移，說明1102工作面采用切頂處理后，不僅降低了煤柱應力峰值，相應的煤柱塑性破壞狀態也會得到改善，而且有效降低了1106運輸巷圍巖應力。

不切頂和切頂條件下1106運輸巷道表面位移曲線如圖8所示。由圖8可知，1106巷道進入1102工作面前方30 m范圍時，因超前采動影響，巷道頂底板及兩幫移近量開始呈現不同速度增加，隨著1102工作面的繼續推進，巷道頂底板及兩幫移近量開始急劇增加，直到滯后1102工作面60 m以外，巷道逐漸趨于穩定；在巷道進入1102工作面0～60 m范圍時，巷道頂底板及兩幫變形量占總體變形量的75%左右，說明巷道圍巖變形主要發生在1102工作面后方。不切頂時，頂底板及兩幫移近量分別為571、781 mm，主要變形為頂板下沉、小煤柱變形；切頂后，頂底板及兩幫移近量分別為413、506 mm，頂底板及兩幫圍巖變形得到了有效控制，圍巖變形量分別降低了28%、35%。

(“-”表示1102工作面前方；“+”表示1102工作面后方)

綜合上述數值模擬分析結果可知，對1102工作面采用切頂卸壓技術，可以有效減小煤柱應力峰值及巷道圍巖應力，同時也相應減小了巷道圍巖變形量。

5 現場工程應用

5.1 切頂卸壓方案

在1102工作面進行超前預裂爆破，可以很好地保護1106運輸巷及煤柱頂板完整性。結合阜生煤礦現場條件，工作面切頂高度計算公式如下：

(5)

經計算得Hf=16.2 m。結合1102工作面頂板巖層巖性分布特點，確定切頂高度為16 m。

爆破方案：炮孔沿1102工作面運輸巷走向平行布置一排，距煤柱幫500 mm，根據現場鉆孔窺視確定炮孔間距為500 mm，炮孔直徑為52 mm，1102工作面運輸巷切頂角度為0°。

5.2 錨桿(索)支護方案

綜合考慮礦方現有施工條件、技術水平和經濟能力等因素,提出采用錨桿+金屬網+鋼筋梁+錨索補強支護方案，通過提高支護強度有效控制圍巖變形，實現巷道長期穩定。

1)頂板支護 每排采用6根型號為?20 mm×2 400 mm的螺紋錨桿,配合規格為?16-4 800-80 mm的鋼筋托梁支護，錨桿間排距為900 mm×900 mm，靠近幫上的一根頂錨桿距巷幫250 mm；錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿角度為與垂線成20°，其余與頂板垂直。錨索規格：?18.9 mm×7 300 mm，錨索間排距為 2 000 mm×1 800 mm，每排2根，分別距巷幫1 500 mm。

2)煤幫支護 每排每幫采用5根型號為?20 mm×2 400 mm的螺紋錨桿，配合規格為?14-3 900-80 mm的鋼筋托梁支護，錨桿間排距為900 mm×900 mm，起錨高度300 mm，靠近頂板的一根幫錨桿距頂板300 mm；錨桿角度：靠近頂、底板的錨桿與水平線呈20°，其余與巷幫垂直。金屬網采用10#鐵絲經緯網制成。為加強煤柱幫支護強度，采用一、一邁步布置幫錨索，每排1根錨索，規格為?18.9 mm×5 300 mm，間排距為1 800 mm×900 mm。

5.3 現場應用效果分析

所設計的方案基本能實現切頂效果，超前工作面深孔爆破，使工作面側向基本頂在采空區一側進行斷裂彎曲下沉，減小煤柱及沿空巷道圍巖應力，同時頂板及兩幫未出現明顯的破碎情況，說明切頂方案和現場錨桿(索)支護方案對巷道的維護起到了一定的作用，現場效果如圖9所示。

在試驗巷道布置測點對巷道圍巖變形進行觀測，1102工作面回采期間巷道圍巖變形曲線如圖10所示。1106運輸巷掘進期間的圍巖變形量相對較小，頂底板及兩幫的圍巖變形量分別為71.6、59.5 mm。進入鄰近工作面前方30 m范圍，因受到超前動壓影響，巷道圍巖變形量增幅較明顯。鄰近工作面后方0～80 m內，巷道圍巖變形量增幅明顯；鄰近工作面后方80 m以外，巷道圍巖變形逐漸趨于穩定。巷道穩定后，頂底板及兩幫的最大相對移近量分別為377、242 mm，頂底板的移近變形以底鼓為主，約占變形量的85%，兩幫的移近變形以小煤柱變形為主，約占變形量的75%，頂底板的相對移近量是兩幫的1.6倍，以上情況說明巷道維護效果良好。

圖10 1102工作面回采期間巷道圍巖變形曲線

6 結論

以山西阜生煤礦留小煤柱沿空掘巷現場條件為基礎，采用理論分析、數值模擬及現場實踐的方法，對大采高留小煤柱沿空掘巷采用切頂卸壓方法進行對比分析，提出了對1102工作面進行超前頂板預裂，主要結論如下：

1)基于沿空掘巷覆巖運動規律，建立了沿空掘巷側向頂板斷裂及煤柱載荷計算模型，理論研究了采空區側頂板斷裂特征，根據煤柱載荷計算公式，分析得出煤柱載荷與采空區側頂板斷裂角呈線性遞增的關系。

2)基于切頂卸壓沿空掘巷原理，提出了采用切頂方法來減小煤柱承受載荷。

3)計算得到了1106工作面沿空掘巷煤柱寬度為8.0 m，通過數值模擬分析了在不切頂和切頂條件下1106運輸巷掘進前后的應力分布及巷道變形情況，采用切頂卸壓方法后，小煤柱應力峰值減小了23%，同時巷道頂底板、兩幫變形量分別降低了28%、35%。

4)現場應用效果表明，1106運輸巷經歷1102工作面回采動壓影響后，頂底板及兩幫的相對移近量分別為377、242 mm，處于可控范圍，巷道維護效果良好，實現了工作面安全高效開采。