趙 偉
(山西蘭花科技創業股份有限公司 大陽煤礦分公司, 山西 晉城 048000)
隨著煤炭資源開發不斷向深部發展,復雜地質條件及高應力環境往往導致煤巷變形嚴重,支護效果不佳及巷道維修繁重等一系列問題,特別是堅硬頂板巖層,容易導致冒頂災害發生[1-3]. 對于長臂式采煤工作面,如果留設大厚度煤柱,造成資源浪費嚴重,如果掘進速度滯后于回采速度,易導致產能無法有序銜接,為此切頂卸壓無煤柱自成巷開采技術應運而生[4-6]. 在這方面研究中,王傳繩[7]指出在低瓦斯、無沖擊地壓、近水平的薄及中厚煤層中,采用切頂卸壓技術進行沿空留巷,技術可行與經濟合理;鄭立軍等[8]采用理論分析和數值模擬相結合的方法,對切頂卸壓巷道頂板運動規律進行研究;周宏范等[9]對切頂卸壓與柔模支護技術進行集成創新,留巷效果良好。綜合文獻分析,對于切頂卸壓沿空留巷的分析,主要集中在淺埋及破碎頂板條件的研究,而對于堅硬頂板條件有待進一步分析。本文以億欣煤礦堅硬頂板工作面回采為工程背景,對切頂卸壓關鍵參數確定及支護方式進行研究,保證該礦工作面安全高效開采。
億欣煤礦15#煤層厚1.8~2.8 m,屬穩定可采煤層,1306工作面標高978~964 m,工作面傾向長200 m,走向長455 m,工作面傾角3°~8°,長壁式采煤方法,垮落法控制頂板。工作面采用“110”工法自動成巷技術,將“一面雙巷”改變為“一面單巷”采掘模式,即每采掘一個工作面只需掘進一條巷道,而另一條采用切頂卸壓自動成巷[10]. 該礦設計沿空留巷455 m,1306工作面情況見圖1.

圖1 1306工作面平面圖
根據巷道鉆孔窺視結果,對于1213巷不同位置的頂板灰巖,厚度在8~12 m,且在4.5 m處原生節理發育,由于頂板比較堅硬,可能出現大面積冒頂風險,需從技術層面系統研究切頂卸壓開采中切頂參數及巷道支護問題,以實現安全高效開采。
在切頂卸壓自動成巷過程中,頂板結構的調整會出現大變形,巷道圍巖將會發生屈服甚至塑性流動,利用FLAC3D軟件能夠較好地模擬出切頂條件下巷道圍巖應力變形特征,得出合理的切頂參數,為后續支護設計提供指導。考慮到模型邊界效應,三維模型尺寸為長2504 m×寬250 m×高120 m,網格共劃分354 300個單元,模型底部和四周進行位移約束,頂部施加載荷等效上覆巖層自重,礦山巖體力學參數見表1.

表1 巖體力學參數表
為分析切頂高度對礦壓的影響,分別模擬切頂高度為6 m、8 m與10 m時圍巖應力與位移變化情況,模擬結果見圖2,3,4. 對于6 m切頂高度,沿空巷煤幫側應力最高達42.5 MPa,頂板上方卸壓區顯著,該區域應力最高達22.5 MPa;同時對頂板位移發展起到了一定的限制作用,頂板最大位移達650 mm,頂板下沉量較大。

圖2 6 m切頂高度應力、位移云圖

圖3 8 m切頂高度應力、位移云圖
對于8 m切頂高度,沿空巷煤幫側應力最高達40 MPa,頂板上方卸壓區進一步擴大,該區域應力最高達17.5 MPa;頂板最大位移達400 mm,頂板變形量較6 m切頂高度有了明顯的降低,圍巖變形進一步得到控制。
對于10 m切頂高度,沿空巷煤幫側應力最高達35 MPa,頂板上方卸壓區最為顯著,該區域范圍進一步擴大,應力最高達12.5 MPa;頂板最大位移達250 mm,頂板變形量較8 m切頂高度降低約150 mm,頂板變形得到了良好的控制。
綜合分析,隨著切頂高度的增加,頂板卸壓區域也隨之增大,兩者呈正比例變化關系,同時煤幫及頂板所受最大應力逐漸減小,圍巖變形量也隨之降低;較大的切頂高度值更有利于巷道圍巖的穩定,實際工程應用中選取10 m切頂高度較為合理。
切頂角度對巷道頂板變形發展具有一定影響,選取切頂高度10 m,分析切頂角度分別為0°、15°與30°條件下圍巖的應力及位移變化情況。0°切頂角度數值結果見圖4,15°、30°條件下數值結果分別見圖5,6. 對于15°切頂角度,沿空巷煤幫側應力最高達38 MPa,頂板上方卸壓區顯著,該區域應力最高達15 MPa;頂板最大位移達360 mm,主要出現在近采空區側,同時位于該側的低應力區范圍要大于0°切頂角度,更有利于采空區頂板的垮落。

圖4 10 m切頂高度應力、位移云圖

圖5 15°切頂角度應力、位移云圖

圖6 30°切頂角度應力、位移云圖
對于30°切頂角度,沿空巷煤幫側應力最高達42.5 MPa,頂板上方卸壓區所在范圍的應力最高達20 MPa;頂板最大位移達455 mm,主要出現在近采空區側。相比較前兩種切頂角度,圍巖應力及頂板位移均有較大的增加,表明圍巖變形量也隨著增加,不利于巷道圍巖的穩定。
綜合分析,隨著切頂角度的增加,圍巖應力及頂板位移均呈現增加趨勢,達到一定程度后(30°切頂角度),將不利于巷道圍巖的穩定。0°切頂條件下,采空區側頂板位移較小,如果頂板斷裂冒落不充分,將導致較大的應力區域產生,發生垮塌災害;30°切頂條件下,頂板圍巖變形較大,不利于巷道的穩定;15°切頂角度下,產生的位移及大范圍的低應力區更有利于頂板充分垮落,對頂板巖層起到很好的支撐作用。為此,適當的切頂角度有利于頂板充分垮落,對于該巷道切頂角度選取15°.
考慮到該礦為堅硬頂板條件,需對預裂切頂效果進行試驗分析,根據數值分析結果,切頂高度取10 m,切頂角度取15°. 在1306輔巷內進行10 m(500 mm間距共計20孔)爆破實驗,并對爆破后的鉆孔進行窺視,試驗的10 m孔深裝藥方式為2+3+4+4+3+2,裝藥結構見圖7. 進行連孔爆破試驗時,采取4孔連接,單次爆破8個孔的起爆方式,孔內裂縫發育情況見圖8,經過觀察統計,該裝藥及爆破方式,裂縫率可達85%以上,預裂效果明顯。

圖7 裝藥結構示意圖

圖8 頂板表面切頂連孔效果圖
采用切頂卸壓無煤柱開采技術時,需要合理確定巷道端部的支護形式,以保證工作面的穩定,充分的切頂阻力是保障巷道有效支護的必要條件。隨工作面的回采,支承壓力峰值表達式如下[11]:
(1)
式中:σ為支承壓力峰值,MPa;γ為巖層容重,kN/m3;hi為冒落帶內第i層巖梁厚度,m;H為冒落帶內巖梁總厚度,m;n為動載系數,其值一般不大于2.

(2)
將M=2.5 m,γ=25 kN/m3,K=1.35,n=1.5代入式(2)可得:
σ=0.321 MPa
取巷寬5.2 m,支護長度1 m,巷內支護所需最小支護阻力為:
Pmin=1 669.2 kN
為了提供足夠的支護強度及切頂能力,沿空留巷內在留巷前期采用“π梁+單體支柱”,一個支護斷面一梁5柱,排距1000 mm,單體支柱工作阻力300 kN. 所以單位長度內巷內支護所提供的支護阻力為:
P=1×5×300=1500 kN
由于每根恒阻錨索還能提供500 kN的預緊力,則P總=1500 kN+500 kN=2000 kN>Pmin. 因此,1213巷內支護所提供的支護阻力能滿足現場支護要求。
1) 巷內錨索支護方法。
由于灰巖距離工作面頂板11 m,恒阻錨索應超出切頂孔且錨固在穩定巖層中不低于1 m,考慮到切頂參數,恒阻大變形錨索長度定為12.3 m,托盤規格為300 mm×300 mm×20 mm,中間加工直徑100 mm的圓孔,恒阻錨索支護參數見表2.

表2 恒阻錨索支護參數表
相鄰錨索間采取W鋼帶連接方式,W鋼帶選用2600 mm×300 mm×5 mm鋼板制作,根據間距加工200 mm×100 mm的長孔。恒阻器長500 mm,恒阻值為30~32 t,預緊力不小于29 t. 錨索支護情況見圖9(a).

圖9 1213巷恒阻錨索支護圖
2) “丁”字口處支護方法。
因1213巷為1306工作面和1307工作面共用順槽,1213巷留巷的起始段位于1306工作面“丁”字口處,該位置礦壓顯現強烈。為保障巷道具有良好的穩定性,在1213巷留切眼及工作面推進20 m范圍內加密支護恒阻錨索,錨索間排距為2000 mm×1500 mm.“丁”字口加固段恒阻錨索支護情況見圖9(b).
針對研究提出的堅硬頂板切頂卸壓及沿空留巷支護方法在1306工作面進行了工程實踐,并對巷道變形情況進行了監測,監測結果見圖10. 方案實施前,沿空巷道變形較大,巷道變形穩定后頂板最大下沉量為765 mm,最大底鼓量為208 mm,兩幫最大移近量為557 mm;方案實施后,沿空巷道變形顯著下降,巷道變形穩定后頂板最大下沉量為343 mm,最大底鼓量為115 mm,兩幫最大移近量為227 mm. 綜合對比分析,頂板下沉量降低了55.1%,底鼓量降低了44.7%,兩幫移近量降低了59.2%,沿空巷道頂板變形得到了良好控制。

圖10 巷道變形監測結果圖
1) 通過對切頂條件進行數值模擬分析,隨著切頂高度的增加,頂板卸壓區域也隨之增大,較大的切頂高度更有利于巷道圍巖的穩定;隨著切頂角度的增加,圍巖應力及頂板位移均呈現增加趨勢,綜合確定合理切頂高度與角度分別為10 m和15°.
2) 通過預裂切頂試驗分析,采用2+3+4+4+3+2裝藥方式,4孔連接、單次爆破8個孔的起爆方式,裂縫率達85%以上,切縫效果良好。
3) 針對切頂卸壓留巷支護需要,提出在留巷前期采用“π梁+單體支柱”支護方式,在工作面“丁”字口位置采用加密恒阻錨索支護技術。通過現場實踐,頂板下沉量降低了55.1%,底鼓量降低了44.7%,兩幫移近量降低了59.2%,沿空巷道頂板變形得到了良好控制。