大斗溝煤礦無煤柱切頂留巷支護技術(shù)研究

蔣志磊

（晉能控股煤業(yè)集團 大斗溝煤業(yè)有限責任公司，山西 大同 037001）

0 引 言

在工作面開采過程中，留設區(qū)段煤柱以保持巷道穩(wěn)定性是經(jīng)常會采取的措施，但也導致了煤炭資源大量浪費以及煤柱失穩(wěn)引起的生態(tài)環(huán)境等問題。切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采技術(shù)具備掘進量低和資源回采率高等優(yōu)勢，通過切頂方式釋放采空區(qū)頂板壓力，釋放采空區(qū)頂板積聚的能量，破壞頂板應力傳遞條件，提高工作面頂板狀態(tài)的穩(wěn)定性，實現(xiàn)無煤柱開采。然而，在無煤柱開采過程中，巷道維護難度大，切頂沿空留巷覆巖結(jié)構(gòu)及穩(wěn)定性控制是現(xiàn)場必須解決的問題，設計科學合理的無煤柱切頂留巷支護方案是井下安全生產(chǎn)的重要保障。

本文以大斗溝煤礦8306 工作面2306 巷為研究背景，對無煤柱切頂留巷理論進行整理分析，設計無煤柱切頂沿空留巷支護方案，并進行數(shù)值模擬分析，確保煤礦安全開采。

1 工程概況

大斗溝井田位于在山西大同煤田向斜中段的東南側(cè)，地質(zhì)走向為西北向，為中等地質(zhì)復雜構(gòu)造程度?？刹擅簩訛?、3、11、14 號煤層，其中2 號煤層為最主要開采煤層，煤層厚度2.1～3.0 m，煤層傾角2°～6°，平均埋深490 m，屬于全區(qū)穩(wěn)定可采的中厚煤層。根據(jù)鉆孔資料可知，2 號煤層直接頂平均厚度為9.5 m，灰色細砂巖，局部夾中粗砂巖、泥巖、層狀結(jié)構(gòu)；老頂平均厚15.5 m，灰白色中粗砂巖為主，局部夾雜泥質(zhì)結(jié)構(gòu)；直接底為均厚10.5 m 的泥質(zhì)粉砂巖；老底為粉砂巖，平均厚度6.6 m。

8306 綜采工作面位于三盤區(qū)東部，可采走向長度1 862 m，傾向長度180 m。為減少煤炭資源浪費，消除煤柱失穩(wěn)對地表沉陷影響，8306 工作面決定采用無煤柱采煤法，形成兩條巷道進風，一條巷道回風的Y 型通風系統(tǒng)。工作面順槽巷道設計規(guī)格為5.5 m×3.6 m，矩形斷面，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護方式，巷道切頂預裂前，在切頂側(cè)完成補強錨索支護。

2 無煤柱切頂沿空留巷支護方案

無煤柱切頂卸壓沿空留巷技術(shù)是指通過定向頂板預裂技術(shù)將巷道采空區(qū)側(cè)頂板借助周期來壓作用對關(guān)鍵裂隙進行預先切斷，并使切落的頂板隨支架移動而及時垮落充填采空區(qū)，形成對上覆巖層的支撐結(jié)構(gòu)，從而達到減小懸頂面積、優(yōu)化頂板結(jié)構(gòu)、減小巷道圍巖壓力的目的，維持巷道良好的圍巖狀況以便下一工作面回采時重復利用。

然而，受重復采動影響，無煤柱沿空留巷具有明顯的巷道變形破壞階段特征。通過大量的現(xiàn)場實測及分析發(fā)現(xiàn)，無煤柱切頂開采期間，沿空留巷受到兩側(cè)工作面開采的影響，根據(jù)影響時間及劇烈程度的不同，巷道變形破壞表現(xiàn)可分為超前切頂階段、一次采動影響階段、巷道穩(wěn)定階段及二次采動影響階段。不同階段的巷道表現(xiàn)出不同的破壞特征。

因此，實現(xiàn)無煤柱切頂卸壓沿空留巷圍巖穩(wěn)定，既要保證充分切頂，破壞頂板應力傳播條件，降低巷道頂板壓力；也要關(guān)注巷道支護方案的匹配性和特殊性，制定與地下條件、切頂留巷方案相適應的補強巷道支護對策，保持巷道圍巖受多次采動影響的穩(wěn)定。

根據(jù)大斗溝煤礦8306 工作面實際情況，結(jié)合現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)，設計無煤柱切頂卸壓沿空留巷支護方案，包括補強錨索施工、預裂切縫施工、擋矸支護施工以及臨時支護施工。

8306 工作面補強錨索采用直徑為21.8 mm 的鋼絞線，將3 支MSZ2360 型樹脂錨固劑逐條裝入錨索眼內(nèi)并充分攪拌，錨固劑錨固錨索，之后安裝規(guī)格為3 400 mm×250 mm×3 mm 的鋼帶和規(guī)格為250 mm×250 mm×16 mm 的錨索托盤，錨固長度不小于1.2 m，預緊力不小于290 kN，錨固力不小于520 kN。

根據(jù)8306 工作面頂板巖性，預裂切縫施工切頂孔深9.1～9.6 m，預裂孔與鉛垂線成15°夾角，向工作面?zhèn)葍A斜，孔間距0.35～0.4 m，安裝4 根半聚能管，裝藥結(jié)構(gòu)為5+4+3+3+1，采用機制炮泥進行封孔，封孔長度2.4～2.9 m。

架后臨時支護區(qū)的擋矸支護采用“單體液壓支柱+29U 型鋼+菱形金屬網(wǎng)”的形式進行聯(lián)合支護。擋矸支護安裝完成后，須立即進行該斷面巷道的臨時支護施工，在巷內(nèi)安裝單體液壓支柱，頂板不平整時使用木板或其他材料將頂梁與頂板之間的空隙填滿，并根據(jù)架后距離和頂板是否破碎判斷是否回撤。

8306 工作面2306 巷道頂板采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護方式進行支護，支護參數(shù)見表1 和表2，設計如圖1 所示。

圖1 補強支護斷面錨網(wǎng)索聯(lián)合支護設計Fig.1 Design of bolt-mesh-anchor combined support for reinforced support section

表1 8306 工作面2306 巷道頂板錨桿支護參數(shù)Table 1 Roof bolt support parameters in 2306 roadway of No.8306 Face

表2 8306 工作面2306 巷道頂板錨索支護參數(shù)Table 2 Roof anchor cable support parameters in 2306 roadway of No.8306 Face

3 數(shù)值模擬分析及現(xiàn)場應用

3.1 數(shù)值模擬分析

將提出的無煤柱切頂卸壓沿空留巷補強支護方案進行應用和效果評估，采用FLAC3D 數(shù)值模擬軟件對支護效果進行評價分析，驗證補強支護斷面錨網(wǎng)索聯(lián)合支護設計方案的可行性和有效性。根據(jù)8306 工作面2306 巷道圍巖地質(zhì)條件，基于工作面內(nèi)地質(zhì)鉆孔柱狀圖揭露的地層分布，建立數(shù)值計算物理模型，并沿巷道走向方向布置監(jiān)測點。

巷道開挖后，巷道圍巖水平位移云圖、垂直位移云圖、圍巖垂直應力以及塑性區(qū)演化圖分別如圖2～圖5 所示。

圖2 圍巖水平位移Fig.2 Horizontal displacement of surrounding rock

圖3 圍巖垂直位移Fig.3 Vertical displacement of surrounding rock

圖4 圍巖垂直應力Fig.4 Vertical stress of surrounding rock

圖5 圍巖塑性區(qū)Fig.5 Plastic zone of surrounding rock

由圖可知，巷道兩幫最大水平位移4.35 mm，最大水平位移位于巷道兩幫中部；頂板下沉量為7.00～8.38 mm，底板底鼓量為3.00～3.65 mm，最大垂直位移位于巷道頂板中央，底板底鼓量較為均勻，基本處于3.50 mm 左右；巷道兩幫呈現(xiàn)出應力集中，垂直應力達到7.11 MPa；頂?shù)装宕怪睉^低；巷道圍巖平均塑性區(qū)深度1.0 m，圍巖破壞范圍較小。通過分析，錨桿索受力均在合理承受范圍內(nèi)，未出現(xiàn)破斷現(xiàn)象。

3.2 現(xiàn)場應用效果

為了驗證無煤柱切頂留巷支護方案的現(xiàn)場應用效果，在巷道的頂板、底板和兩幫各布置1 個監(jiān)測點，通過十字布點法對巷道圍巖的位移量進行監(jiān)測，分析其移動變化規(guī)律，監(jiān)測斷面的巷道圍巖位移變化量如圖6 所示。

圖6 巷道變形曲線Fig.6 Roadway deformation curve

由圖6 所示，頂?shù)装逡七M量和兩幫移進量在前52 d 觀測時間內(nèi)步調(diào)一致，穩(wěn)步上升，之后頂?shù)装逡平垦杆僭黾硬⒃诘?0 天左右升至最大值24 mm，之后趨于穩(wěn)定，而兩幫移進量在第80 天左右趨于穩(wěn)定，保持在21 mm，均在合理安全范圍內(nèi)。因此，實踐表明無煤柱切頂留巷支護技術(shù)方案在大斗溝煤礦8306 工作面應用效果良好，圍巖得到有效控制。

4 結(jié) 語

本文以大斗溝煤礦8306 工作面無煤柱開采為研究背景，通過分析無煤柱切頂卸壓沿空留巷技術(shù)，結(jié)合頂?shù)装鍘r層物理力學特性，確定8306 工作面無煤柱切頂卸壓沿空留巷支護方案。采用FLAC3D 數(shù)值模擬軟件對支護方案評估分析，數(shù)值模擬結(jié)果可知，巷道開挖后短時間內(nèi)兩幫最大水平位移為4.35 mm，頂?shù)装遄畲笠七M量為12.03 mm。由現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果可知，巷道兩幫移進量穩(wěn)定在21 mm，頂?shù)装逡七M量穩(wěn)定在24 mm，均在可接受范圍內(nèi)，無煤柱切頂卸壓沿空留巷支護方案效果良好。