切頂卸壓開采巷道礦壓分布特征研究

馮 烜

(山西省地質礦產研究院， 山西 太原 030001)

近年來，切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采技術以其回采率高得到了廣泛的應用[1-3]. 沿空留巷在經歷本工作面采前、采后及下一工作面超前強烈采動，留巷頂板離層量大且破碎難以形成承載結構，致使沿空留巷頂板變形破壞嚴重甚至發生冒頂垮落事故，嚴重影響工作面安全生產[4]. 頂板一旦破壞失穩將直接導致沿空留巷失敗，因此，為保障沿空留巷段巷道的安全穩定，學者們對其礦壓顯現特征進行了大量研究。武精科等[5]針對深井沿空留巷頂板提出了“多支護結構”控制系統。趙萌燁等[6]研究表明，無煤柱切頂留巷巷道礦壓隨工作面的臨近而逐漸增大,采動過程中靠近采空區側的巷道礦壓顯現程度更為劇烈，表現出明顯的非對稱性特征。巷道礦壓顯現的主要過程集中在快速變形階段，需加強對巷道圍巖的控制。遲寶鎖等[7]采用現場實測的研究方法，對留巷及留巷復用期間的支護結構受力和頂板變形特征進行了研究；留巷期間巷道變形與切頂護幫支架壓力演化過程可分為初始穩定期、劇烈變形期、緩慢過渡期、壓實穩定期4個階段。然而，由于切頂卸壓沿空留巷服務期間頂板變形破壞影響因素多、控制難度大、突發性冒頂危險性系數高，對于此類巷道仍需要根據礦井具體情況進行礦壓分布特征研究，為沿空留巷巷道施工與支護設計提供指導。

1 工程概況

某礦煤層平均厚2.6 m，屬穩定可采煤層，1306工作面標高978～964 m，工作面傾向長460 m，走向長200 m，工作面傾角2°～6°，采用長壁式采煤方法，垮落法管理頂板。煤層基本頂為灰巖，直接賦存在煤層上方，厚8.9～16.36 m；直接底為泥巖，厚1.8 m. 工作面綜合柱狀圖見圖1.

圖1 工作面綜合柱狀圖

工作面采用切頂卸壓無煤柱開采技術，設計沿空留巷360 m(圖2). 該技術取消巷旁煤柱或充填體(巖柱)的存在，充分利用采空區上方頂板巖石的碎脹特性充填采空區，轉移巷道頂板上方的應力集中。為保障沿空留巷安全可靠，需研究其礦壓顯現特征，為巷道施工及支護設計提供指導。

圖2 1306工作面平面圖

2 切頂卸壓開采施工工藝

對于切頂卸壓開采工藝，當工作面形成后，巷內及采空側采用恒阻大變形錨索進行支護，恒阻錨索支護完成后，超前工作面一定距離施工聚能爆破鉆孔，并進行雙向聚能拉伸爆破，在采空區側頂板形成預裂切縫面，通過雙向聚能拉張爆破，形成“切頂短臂梁結構”，切斷采空區頂板與沿空巷道頂板的應力傳遞路徑，消除采動應力對沿空巷道頂板的影響；待工作面煤層回采后，及時緊貼爆破切頂線布置單體支柱和工字鋼(或U型鋼)進行擋矸支護，巷內采用高強度支架或密集單體支柱進行支護；此時采空區頂板在自重及礦山壓力作用下，沿切縫面自動垮落形成巷幫，而回采巷道頂板在支護作用下得以保留；待頂板充分垮落壓實后，逐步回撤巷內臨時支護，并對垮落形成的巷幫進行噴漿處理，用以密閉采空區。技術原理見圖3.

圖3 切頂卸壓開采技術原理圖

3 切頂卸壓巷道礦壓特征分析

3.1 錨索受力特征分析

根據現場施工及工作面推進情況，共布置10個錨索應力計，相鄰應力計間距為50 m，布置方式見圖4，1#—4#測點位于卸壓區，分布范圍170 m，5#—10#測點位于卸壓區，范圍達270 m，其中3#和6#錨索應力值隨工作面推進位置變化曲線見圖5.

對于3#錨索，其初始預緊力約為275 kN，超前工作面錨索所受應力平穩，超前影響不明顯。受超前支撐壓力的影響，滯后工作面0～60 m錨索壓力變化明顯，表明在此范圍內頂板發生折斷運動，在滯后約10 m處，錨索壓力最高約為325 kN，隨后急劇降低，在滯后40 m處最小，約為122 kN，隨著滯后距離的增加，錨索壓力逐漸增加，滯后距離達100 m時趨于穩定。對于6#錨索，壓力變化趨勢與3#錨索相近，初始預緊力約為260 kN，滯后工作面0～40 m錨索壓力變化明顯，錨索壓力最大約為310 kN，最小約為140 kN，滯后距離達90 m后趨于穩定。

監測結果表明，隨著工作面推進，受頂板覆巖周期斷裂冒落的影響，在滯后工作面0～40 m變化顯著，可達310～325 kN，此時恒阻器作用明顯，巷道變形發展趨于平穩后，預緊力快速降低，最低可達122～140 kN. 在恒阻器保護作用下，錨索在工作面超前位置發揮吸能作用，恒阻錨索變形卸壓效果顯著。

3.2 頂板離層變化特征分析

為研究頂板離層變化特征，在頂板適宜位置布設10個頂板離層監測站，每個監測站布置深部與淺部兩個監測點，深部距頂板10 m，淺部距頂板4 m，其中2#與6#離層儀監測結果見圖6.

圖6 頂板離層監測變化曲線圖

基于切頂卸壓區的2#離層儀監測結果，超前工作面頂板完好，基本沒有發生明顯離層；隨著滯后工作面距離的增加，離層呈“S”型曲線發展，滯后工作面0～90 m離層顯著，隨后離層發展趨于穩定，深部頂板離層程度高于淺部，深部最大離層量達159 mm，淺部最大離層量達138 mm；對于未卸壓區的6#離層儀監測情況，整體變化趨勢與2#離層儀監測結果相近，不同之處在于，主要離層發展位于滯后工作面0～120 m，深部最大離層量為155 mm，淺部最大離層量為78 mm，二者相差較大。

監測結果表明，受采動壓力影響，卸壓區內頂板離層發展較均勻，能夠快速斷裂冒落充填采空區，未卸壓區頂板離層主要以深部斷裂冒落為主，離層影響范圍更大。

4 巷道圍巖變形特征

4.1 巷道頂底板變形特征

為分析沿空留巷內巷道頂底板位移變化情況，采取十字監測法進行布點監測，每20 m布置一組測點，布設方式見圖7.

圖7 十字測點測量方法圖

不同測點的監測結果見圖8. 從圖8可以看出，不同測點頂底板位移量不同，對于卸壓區內的2#測點，頂底板最大位移達295 mm，頂板下沉量最高達235 mm，底鼓量達60 mm；對于未卸壓區內的6#測點，頂底板最大位移為380 mm，頂板下沉量最高為250 mm，底鼓量為130 mm. 卸壓區的變形發展位于滯后工作面120 m范圍內，巷道頂底板變形發展速率較大，礦壓顯現顯著；未卸壓區的變形發展位于滯后工作面160 m范圍內，影響范圍及變形量均大于卸壓區，頂板下沉過程中在滯后工作面120 m位置出現短暫的停滯現象，隨后快速發展。

圖8 巷道頂底板位移變化曲線圖

4.2 巷道兩幫變形特征

沿空留巷內巷道兩幫位移變化監測結果見圖9. 巷道兩幫位移呈現波動增長趨勢，變形發展主要取決于煤幫側的位移變化。對于卸壓區內的2#測點，兩幫變形影響范圍約為180 m，最大位移量達26 mm，切縫處的位移主要為負增長，滯后工作面130 m后平穩發展；在滯后工作面80～120 m，煤幫側幫鼓速率增加，礦壓顯現顯著。對于未卸壓區內的6#測點，變形影響范圍約為170 m，兩幫最大位移達57 mm，在滯后工作面60～100 m，煤幫側幫鼓嚴重，礦壓集中顯現，礦壓顯現部位也要超前于卸壓區，進一步體現了切頂卸壓的作用。

圖9 巷道兩幫位移變化曲線圖

5 結 論

1) 通過對切頂卸壓巷道礦壓特征分析，受采動壓力影響，頂板離層呈“S”型曲線發展，卸壓區內頂板離層發展較均勻，能夠快速斷裂冒落充填采空區，未卸壓區頂板離層主要以深部斷裂冒落為主，離層影響范圍更大。

2) 通過對隨工作面推進礦壓特征分析，工作面滯后20～100 m，煤壁側應力與頂板累計沉降值顯著增加，此階段頂板巖梁運動劇烈，需要加強支護；滯后工作面100～160 m，應力與累計沉降值變化趨于平穩，所發生的輕微變形主要受高應力作用影響。

3) 通過對巷道圍巖變形特征分析，卸壓區巷道頂底板變形發展速率較大，礦壓顯現顯著，未卸壓區的變形發展影響范圍及變形量均大于卸壓區，礦壓顯現部位也要超前于卸壓區；巷道兩幫位移呈現波動增長趨勢，變形發展主要取決于煤幫側的位移變化。