厚直接頂作用下切頂深度對沿空留巷穩定性影響分析

關鍵詞：煤炭開采；沿空留巷；沿空巷道；切頂卸壓；切頂深度；厚直接頂；巷道穩定性

中圖分類號：TD353 文獻標志碼：A

0引言

近年來，隨著煤炭開采技術及設備的快速發展，千萬噸級礦井建設量顯著增加，其開采面臨的主要問題：一是傳統長壁開采“121 工法”煤炭資源浪費問題日益嚴重，礦井采掘失調現象突出；二是進入深部開采后，煤柱上方高集中應力易造成巷道圍巖大變形，引發沖擊地壓等采場災害[1-3]。為保障煤炭資源“綠色、低碳、安全、高效”開采，諸多礦井進行了沿空留巷無煤柱開采技術實踐。

我國自20世紀五六十年代開展沿空留巷技術研究與應用，眾多學者針對沿空留巷礦壓規律、支護技術進行了大量研究。何滿潮等[4-5]根據“軟巖大變形理論”提出了巷道耦合支護原理，實現了支護一體化、荷載均勻化，完成了沿空巷道復合型變形機制向單一型的轉換。華心祝等[6-7]采用理論力學和材料力學研究方法，建立了沿空留巷頂板力學模型，推導了巷旁支護阻力的計算公式，提出了巷旁密集支柱和錨索加強支護相聯合的支護方法。費旭敏[8]分析了沿空留巷圍巖控制機理，提出了錨桿索主動支護技術， 合理選取了其支護形式和參數。李化敏等[9]通過大量工程實踐發現沿空留巷頂板下沉方向明顯向采空區側傾斜，且靠采空區側頂板下沉量為實體煤側2 倍左右，頂板下沉量隨巷道寬度和懸頂距的增大呈正比增長。郭鵬飛[10]提出了巷旁支護體應具備強度大、增阻快、阻力大和可縮性特征，并與巷內支護系統共同維護巷道直接頂完整穩定。然而沿空巷道受工作面多次采掘擾動作用，頂板應變能大量積聚且難以釋放，易導致巷道支護系統失效，誘發動力災害，制約沿空留巷技術發展。

針對上述問題，我國學者提出了切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術，其原理為沿巷道采空側定向預裂切頂，切斷頂板應力傳遞路徑，減少留巷巷幫處受工作面回采期間的動壓影響。該技術已在許多煤礦成功應用，改善了巷道圍巖應力環境，降低了支護體承受載荷，提升了沿空巷道的穩定性[11-16]。切頂卸壓沿空留巷穩定性主要受切頂參數影響[17-20]，然而厚直接頂作用下沿空巷道合理切頂參數的確定較為復雜。

本文以陜西陜煤黃陵礦業有限公司一號煤礦1009工作面輔運巷為工程背景，采用理論分析、數值計算和現場監測相結合的方法，分析厚直接頂作用下不同切頂深度對沿空留巷穩定性的影響，從而確定巷道合理切頂深度，并通過現場監測確定成巷效果，為同類條件下沿空巷道的留設提供參考。

1工程概況

黃陵一號煤礦地處陜西省黃隴侏羅紀煤田黃陵礦區東北部，位于陜西省黃陵縣店頭鎮，井田南北長約23km，東西寬約13km，面積約184.17km²。主采2號煤層， 煤層中含1～2層夾矸， 夾矸厚度為0.1～0.3m，巖性主要為泥巖和炭質泥巖。煤層厚度為1.0～2.4m，平均厚度為2.2 m，傾角為1～5°，層位穩定，結構簡單，屬近水平中厚煤層。直接頂為砂質泥巖，平均厚度為9.8 m，堅固性系數為2.6，巖層不穩且易垮落；基本頂為細粒砂巖，平均厚度為9.2m，堅固性系數為4.2，巖層較為堅硬；直接底為泥巖，平均厚度為8.0m，堅固性系數為2.0，巖層遇水膨脹易發生底鼓；基本底為細粒砂巖，平均厚度為8.3m，堅固性系數為4.0。煤巖層綜合柱狀圖如圖1所示。

十盤區1009工作面埋深為305～432m，平均埋深為400m，走向長度為2822m，傾向長度為235m。采用走向長壁綜合機械化一次采全高采煤方法，雙滾筒采煤機雙向自主規劃割煤，刮板輸送機、轉載機、帶式輸送機聯合運煤，掩護式液壓支架支護頂板，通風方式為“兩進一回”（1009進風巷和1009輔運巷進風，1009回風巷排出污風）。為有效利用礦井煤炭資源、避免采掘失調現象，工作面回采過程中對1009輔運巷采用切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術將其保留下來，作為下一工作面即1010工作面進風巷使用。工作面布置如圖2所示。1009輔運巷斷面形狀為矩形，尺寸為5200mm×3000mm（長×寬） ，斷面積為15.6 m²。巷道掘進過程中頂板采用“錨索梁+錨桿”支護，兩幫采用錨桿支護，并全斷面掛設塑鋼網，巷道斷面支護如圖3 所示。

2沿空巷道穩定性影響因素分析

2.1沿空巷道留設工藝

1009輔運巷留設工藝為“ 補強支護+切頂卸壓+巷旁支護+巷內臨時支護”（圖4），在巷道采空區側定向切頂，實現自動成巷，巷旁支護擋矸，臨時巷內支護確保頂板穩定性。沿空留巷主要工序如下。

1）工作面回采前沿巷道近采空區側頂板進行錨梁索補強支護，并配備讓壓鎖具。

2）確定巷道頂板切頂深度和角度參數，設計單孔裝藥量、炮眼間距等預裂爆破參數，形成巷道預裂切縫線，工作面回采后頂板能夠及時充分垮落。

3）工作面回采過程中，及時采用“單體液壓支柱+曲線擋矸柱+金屬網+特制風筒布”聯合巷旁支護方式，在工作面后方使用垛式單元支架臨時支護頂板。

4）工作面回采至留巷段圍巖變形穩定后，及時拉移后方垛式單元支架，確保沿空巷道留設過程中臨時支護段動態長度保持不變。

2.2沿空巷道力學模型

切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術的關鍵是巷道切頂參數的設計，主要與上覆巖層厚度及巖性有關。當巷道直接頂較厚時，在基本頂未達到極限垮落步距時，直接頂破斷后碎脹作用下能夠有效充填采空區并支撐頂板，則切頂高度不大于直接頂厚度；當巷道直接頂較薄時，切頂高度取決于直接頂垮落后充填采空區程度和基本頂破斷特征。根據文獻[21-22]及現場巖層賦存條件，1009輔運巷受厚直接頂作用，根據短臂梁理論建立沿空巷道力學模型，如圖5 所示。H₁ 為直接頂厚度，m；H₂為基本頂厚度，m；l為直接頂自煤壁深處斷裂位置至切頂后斷裂面上部的長度，m。

從上述分析可知，切頂深度需不小于7.0m，且切頂深度越大，垮落矸石對直接頂的支撐力越大，直接頂的穩定性越好， 同時對于巷道傾向“ 垮落矸石?巷旁支護體?煤壁”承載結構，垮落矸石水平支撐力越大，巷旁支護體所需強度越大。因此，在滿足切頂后巖層穩定的前提下，確定合理的切頂深度對沿空巷道穩定性具有重要作用。

2.3不同切頂深度下工作面礦壓特征

根據理論分析結果及鄰近盤區試驗段沿空留巷工業性實驗結果，自工作面切眼沿走向200 m 范圍內分別采用7.5，8.5，9.5 m³種切頂深度方案，切頂角度均為10°。現場礦壓監測結果如圖6 所示，表明不同切頂深度方案下工作面支架工作阻力大小相異，周期來壓步距不一。切頂深度為7.5 m 時，支架工作阻力及來壓步距明顯較大，最大支架工作阻力為41.6 MPa，周期來壓步距為13.3～17.6 m，來壓間隔為25～33 h。切頂深度為8.5 m 時，來壓強度明顯降低，最大支架工作阻力為39.8 MPa，周期來壓步距為12.8 m，來壓間隔約為24 h。切頂深度為9.5 m 時，最大支架工作阻力為39.2 MPa，周期來壓步距為11.2～12.8 m，來壓間隔為22～24 h。綜合比較，切頂深度越大，來壓步距越小，來壓強度越低，同時考慮到現場施工難易及施工效率等問題，當切頂深度為8.5 m時支架工作阻力合理，來壓步距較小，其滿足安全生產要求。

3沿空巷道穩定性數值模擬

3.1數值計算模型

為分析巷道切頂卸壓后穩定性特征，根據黃陵一號煤礦2號煤層1009工作面輔運巷賦存條件及煤巖與支護體物理力學參數（表1），采用有限差分法數值模擬軟件FLAC3D 及外置建模軟件Rhino，建立數值計算模型（圖7），在模型頂板處預制切縫，巷道內嵌入單體液壓支柱及曲線擋矸柱巷旁支護體和垛式支架臨時支護體。模型尺寸為55 m×25 m×66 m（長×寬×高），沿y 軸正方向掘進巷道，對模型支護體采用各向同性彈性本構模型，其余煤巖體部分采用Mohr?Coulomb 本構模型，應變模式為大應變變形模式，模型上部施加8.5 MPa 均布荷載等效350m 上覆巖層，其余各面進行位移約束。模型由5 425174個單元組成，包括913 341 個節點。

為模擬1009輔運巷留巷后支護效果，模型計算主要過程：①初始平衡后開挖巷道，完成后對巷道賦原始支護參數并計算至模型平衡。②對預制切縫進行開挖后再次計算至模型平衡。③ 巷道賦補強支護參數后進一步計算至模型平衡。④對巷旁支護體及臨時支護體賦予強度參數，最后計算至模型平衡后完成沿空留巷過程。

3.2巷道不同切頂深度下應力和位移特征

沿空巷道不同切頂深度下應力和位移特征如圖8所示。可看出巷道均在實體煤側近處、采空區側遠處形成應力集中現象，且實體煤側應力集中程度較大，采空區側垂直位移變化明顯。從圖8（a）可看出，當切頂深度為7.5 m時，采空區側垂直應力集中程度和頂板垂直位移最大，垂直應力峰值為15.5 MPa，最大垂直位移為433mm。從圖8（b）可看出，當切頂深度為8.5 m 時，巷道兩側垂直應力集中區域減小，垂直應力峰值為14.8 MPa，最大垂直位移為338 mm。從圖8（c）可看出，當切頂深度為9.5 m 時，巷道兩側垂直應力集中區域進一步減小，垂直應力峰值為14.5 MPa，最大垂直位移為306 mm。上述分析表明，隨著切頂深度增大，巷道幫部應力峰值和頂板位移減小。當沿空巷道切頂深度為9.5 m 時，較切頂深度為7.5m時的垂直應力峰值和最大垂直位移分別減小了1.0 MPa 和127 mm，減小程度較大；較切頂深度為8.5 m 時的垂直應力峰值和最大垂直位移分別減小了0.3 MPa 和32mm，減小程度相對較小。同時結合2.3節中鄰近盤區試驗段沿空留巷工作面礦壓監測結果，綜合確定1009輔運巷切頂深度為8.5 m。

3.3巷道留設完成后應力和位移特征

沿空巷道切頂深度為8.5 m、切頂角度為10°時，其留設完成后應力和位移特征如圖9 所示。可看出：① 巷道采用擋矸柱、單體液壓支柱等巷旁支護及垛式支架臨時支護后，相較于未支護條件下，巷道在實體煤側應力集中區域逐漸向深部煤體轉移，采空區側應力集中程度降低，應力集中范圍減小，垂直應力峰值為13.6 MPa。② 支護后頂板垂直位移等值線順時針向巷道中軸線偏移，采空區側與實體煤側頂板下沉量差值縮小，巷道頂板向采空區側偏轉現象得到改善，最大垂直下沉量為235 mm。

以上分析表明，切頂深度對沿空巷道穩定性影響顯著，巷旁支護和臨時支護可有效控制巷道變形破壞特征。采用切頂深度8.5 m 時，巷道留設完成后成巷效果較好。

4現場監測及應用效果

4.1監測方案

1009輔運巷采用切頂深度8.5m、切頂角度10°的切頂留巷方案。為對比分析留巷效果，在距切眼120，240 m 位置共布置2 個測站，測站1 位于切頂試驗段，測站2 位于正常留巷段。通過2個測站所監測巷道斷面的頂板下沉量、讓壓錨索載荷及垛式支架工作阻力等情況，反映沿空留巷穩定性特征。沿空巷道監測布置如圖10所示。

4.2監測結果分析

4.2.1頂板下沉量

通過在采空區側頂板和實體煤側頂板布置測線監測頂板下沉量，結果如圖11所示。可看出采空區側頂板下沉量明顯大于實體煤側，且隨工作面推進均呈先增大后基本不變的趨勢，在滯后工作面200～250m 距離后下沉量基本保持不變。其中測站1采空區側頂板最大下沉量為319 mm，實體煤側最大下沉量為234mm；測站2采空區側頂板最大下沉量為252 mm，實體煤側最大下沉量為234mm。表明進入正常留巷區域后頂板規律性垮落，采空區側頂板下沉量減小，留巷效果明顯。

4.2.2讓壓錨索受力

讓壓錨索的受力形態一定程度上反映出巷道的礦壓顯現特征，通過安裝錨索測力計提取監測數據，繪制讓壓錨索載荷變化曲線，如圖12所示。可看出錨索載荷在超前工作面30m 至滯后工作面50 m 范圍內變化幅度較大，隨即趨于平緩，測站1、測站2 錨索載荷分別達412， 382 kN 后基本不再變化，說明錨索受力情況處于其極限承載能力內，且留巷穩定后采空區頂板垮落對巷道影響不斷減小，讓壓錨索受力減少，對巷道頂板錨固作用不斷增強。

4.2.3垛式支架工作阻力

測站2 位于垛式支架臨時支護范圍內，通過讀取采空區側和實體煤側垛式支架液壓表，獲得垛式支架工作阻力變化曲線，如圖13所示。可看出巷道頂板兩側垛式支架工作阻力變化趨勢基本一致，整體劃分為快速增長階段、緩慢增長階段及穩定階段。其中采空區側與實體煤側垛式支架滯后工作面65～75 m 時工作阻力上升明顯，滯后工作面95～105m 時工作阻力基本穩定，最大工作阻力分別為41.9，40.4 MPa。進入正常留巷階段后，采空區側支架工作阻力略大于實體煤側，同時支架工作阻力未超過垛式支架閾值，巷道穩定性較好。

5結論

1）1009輔運巷留巷工藝為“補強支護+切頂卸壓+巷旁支護+巷內臨時支護”，切頂深度直接影響留巷效果。厚直接頂作用下，切頂深度越接近于直接頂厚度，垮落矸石對頂板支撐力越大，巖層穩定性越強，但同時增大了巷旁支護體承載強度。

2）巷道切頂深度分別為7.5，8.5，9.5 m 時，隨著切頂深度增大，工作面來壓步距減小、來壓強度降低，巷道應力集中峰值、頂板位移下沉量減小。結合實際施工效率確定切頂深度為8.5 m，留巷完成后垂直應力峰值與頂板最大下沉量分別為13.6 MPa 和235 mm，留巷效果顯著。

3）現場監測結果顯示，進入正常留巷段后巷道頂板下沉量可控，最大位移為252mm，讓壓錨索錨固作用明顯，最大載荷為412kN，垛式支架壓力穩定，最大工作阻力為41.9MPa，支護系統有效，巷道穩定性較好。