屯蘭煤礦厚煤層沿空留巷充填體上方頂板穩定性控制研究

曹俊文

（1.山西焦煤集團有限責任公司屯蘭煤礦，山西太原 030052；2.中國礦業大學安全工程學院，江蘇徐州 221116）

沿空留巷技術是無煤柱開采的重要發展方向，因具有提高煤炭回收率、降低巷道掘進率、實現Y型通風，便于解決隅角瓦斯等優點廣受應用，也是煤炭資源綠色、安全、高效的最有前景的開采技術之一[1-3]，但沿空留巷需要經歷2 次采動影響，原巖應力和采動應力的疊加使得頂板破碎加劇，強度明顯降低，易出現離層、垮落。破碎頂板降低了充填體上方頂板向下傳遞上覆巖層的載荷與變形、向上傳遞充填體支護阻力的能力[4-5]，充填體不能及時提供足夠的切頂阻力切斷頂板，導致頂板回轉下沉嚴重[6-7]，維護困難。研究表明，高水材料因其增阻快、強度高、塑性強等優點基本解決了沿空留巷巷旁支護的問題。巷內支護技術由被動棚式支護發展到高強度錨桿支護，解決了很多煤巷支護的技術難題[8-14]。高強、高預應力錨桿（索）也廣泛應用于沿空留巷圍巖控制。韓昌良[15]通過疊加巖梁理論分析得到了錨桿支護錨固區內外頂板離層計算式；唐建新[16]通過頂板離層與頂板變形形態的關系計算了頂板離層臨界值，總結出留巷頂板離層機理；李迎富[17]研究得到了關鍵塊滑落失穩及擠壓變形失穩的判別依據；郭育光[18]給出了沿空留巷初期控制直接頂與基本頂離層所需的最低支護阻力、切頂阻力及其充填體增阻速度計算公式；張自政[19-20]采用位移變分法研究了多因素作用下沿空留巷上方直接頂的位移變形規律及其離層公式。但上述研究均未對厚煤層沿空留巷充填體上方頂板穩定控制進行系統研究。

頂板問題嚴重制約了屯蘭礦沿空留巷的安全、高效生產。為此，以屯蘭煤礦22301 大采高工作面沿空留巷為背景，運用理論分析、現場實踐的方法系統地分析了厚煤層沿空留巷充填體上方頂板受力與離層特征，提出了充填體上方頂板分區動態加固控制技術，維護了留巷頂板的穩定，為厚煤層沿空留巷頂板離層控制提供參考。

1 工程概況

試驗巷道為西山煤電屯蘭煤礦22301 大采高工作面，工作面埋深為357～458 m，采2#煤層，煤層賦存穩定，平均厚度4.75 m，傾角為4°，其采掘工程平面圖如圖1。

圖1 22301 工作面采掘工程平面圖Fig.1 Mining plan of 22301 working face

試驗巷道為22301 工作面運輸巷，斷面為矩形，施工凈寬為4.5 m，凈高為3.5 m，沿2#煤頂板掘進，直接頂為0.8 m 厚的砂質泥巖，基本頂為2.9 m 厚的細粒砂巖，具有緩波狀層理，極易離層。巷道采用錨桿錨索和金屬網聯合支護。

2 厚煤層沿空留巷充填體上方頂板受力與變形特征

2.1 厚煤層沿空留巷充填體上方頂板受力特征

根據厚煤層巷旁充填沿空留巷特點，充填體上方頂板往往包括頂煤、直接頂甚至是基本頂。可以將充填體上方頂板受力階段分為以下4 個階段：①巷道超前動壓影響階段；②液壓支架支撐階段；③單體液壓支柱支撐階段；④巷旁充填體支撐階段。充填體上方頂板分階段受力如圖2。

圖2 充填體上方頂板分階段受力Fig.2 Staged stress on the roof above the filling body

1）巷道超前動壓影響階段。工作面開采引起上覆巖層大范圍的移動和巖層應力重新分布，在工作面前方一定距離（2～10 m 范圍）巷道上方頂板支承應力（垂直應力）逐漸升高到峰值，而峰值點到煤壁內，充填體上方頂板處于卸壓狀態，垂直應力逐漸降低直至煤壁處的峰后狀態；而充填體上方頂板水平應力由三向等壓的靜水壓力逐漸降低至煤壁處為0，在垂直應力增加、水平應力降低的應力環境下，圍巖黏聚力和內摩擦角均出現降低，強度弱化明顯，引起充填體上方頂板易出現壓剪破壞。由于開采側煤體的采出與另一側煤體的支撐作用，充填體上方頂板開始出現下沉并向采空區側傾斜的不對稱變形。

2）液壓支架支撐階段。煤體采出后，充填體上方淺部頂板受工作面液壓支架移動期間的反復加卸載作用，此時淺部頂板僅處于峰后狀態，支架反復的加載（支撐）和卸載（降架）會破壞淺部頂板的完整性，極易發生小范圍的漏冒，甚至大面積垮落。此時，由于基本頂與直接頂、直接頂與頂煤之間巖層黏聚力小，充填體上方頂板巖層之間出現離層的概率加大，發生抽冒的風險加大，充填體上方頂板需加固并防止頂板發生漏冒。

3）單體液壓支架支撐階段。液壓支架后方巷旁充填體未構筑前，充填體上方頂板自穩能力進一步減弱，充填體上方直接頂經前2 個階段的影響后，強度進一步弱化，此時通常采用單體液壓支柱臨時支撐頂板，補償垂直應力的缺失，但此時充填體上方頂板受到采空區大范圍的巖層垮落影響，水平應力幾乎為0，不對稱變形加劇，充填體上方頂板巖層離層再次加大。

4）巷旁充填體支撐階段。由于充填體的支護形式屬于被動支護，當充填構筑后，增阻需要一定的時間，在此時間內，充填體上方頂板仍會發生強烈的旋轉下沉變形，但此時充填體上方頂板有充填體支撐，不會發生冒落。在充填體增阻至較高的強度的過程，充填體承受的載荷不斷增加，同時向上對覆巖傳遞作用力，充填體上方頂板在覆巖載荷、充填體支撐及采空區垮落等的多重作用下，處于單峰后狀態充填體上方頂板易產生垂直方向的裂隙。隨著采空區頂板巖層的切落和逐漸穩定，充填體上方頂板垂直應力和水平應力均增大，圍巖受力狀態改善，充填體上方頂板容易保持穩定。

2.2 厚煤層沿空留巷充填體上方頂板離層特征

根據厚煤層沿空留巷充填體上方頂板受力的階段特征，充填體上方頂板易發生離層，尤其是頂煤和直接頂、直接頂和基本頂之間。建立的充填體上方頂板離層力學模型如圖3，模型假設上方頂板為固支懸臂梁，層間離層為相鄰巖層撓度之差，且離層在充填體采空區側邊緣達到最大。

圖3 充填體上方頂板離層力學模型Fig.3 Mechanical model of roof separation above filling body

根據疊加法，上覆巖層載荷q0和基本頂巖層自重ρmghm作用、非采煤幫支撐載荷σyf作用、巷內支護載荷p1作用、充填區域外側臨時支護載荷q+p2作用、待充填區外側臨時支護載荷p0作用，充填體中部直接頂撓度wq0+ρmghm、wσyf、wp1、wq+p2、wp0分別為：

式中：Ei為直接頂彈性模量；Ii為直接頂巖梁的慣性矩，Ii=hi3/12；hi為直接頂厚度，m；ρm為基本頂的密度，kg/m3；hm為基本頂厚度，m；px為煤幫支護強度，MPa；λ 為側壓力系數；d0為充填區域外側臨時支護寬度，m；a 為留巷寬度，m；b 為充填體寬度，m；L1為煤幫塑性區寬度，m。

因此，充填體上方直接頂在充填體中部的撓度wi為：

同理，將式（1）中的EiIi替換成EmIm，且忽略基本頂的自重（令式（1）中的ρmg hm=0），即可得到充填體上方基本頂在充填體中部的撓度wm；將式（1）中的EiIi替換成EcIc，且考慮直接頂的自重（將式（1）中的ρmghm替換成ρmghm+ρighi），即可得到充填體上方頂煤在充填體中部的撓度wc。其中，Em為基本頂的彈性模量；Im為基本頂巖梁橫截面的慣性矩，Im=hm3/12；ρi為直接頂密度；hi為直接頂厚度；Ec為頂煤的彈性模量；Ic為頂煤巖梁橫截面的慣性矩，Ic=hc3/12；hc為頂煤厚度。

因此，在充填體中部的直接頂與基本頂的離層△im、直接頂和頂煤的離層分△ci為：

當充填區域提前采用錨索支護將頂煤、直接頂與基本頂錨固在一起時，基本頂巖梁的等價彈性模量為（Eihi+Emhm+Echc）/（hi+hm+hc），等價慣性矩Im為（hi+hm+hc）3/12。

由上述計算過程可知，充填體上方的直接頂和基本頂離層的大小不僅與充填區域內和充填區域外的支護強度、非采煤幫支護強度、巷內頂板支護強度等支護因素有關，而且與留巷寬度、充填體寬度、充填體外側臨時支護寬度有關。

3 厚煤層沿空留巷充填體上方頂板穩定控制對策

通過前面的分析，在充填體上方頂板受力變形的4 個階段，充填體上方頂板主要發生離層變形及旋轉下沉變形。因此，圍巖控制對策不僅要控制該區域頂板的離層，而且要控制頂板的旋轉下沉變形。為此，提出了厚煤層沿空留巷充填體上方直頂板的分區動態加固控制技術，主要內容如下。

1）在巷道超前采動影響區以外，非采煤幫基本支護采用錨網索支護提高對留巷頂板的支撐，基本頂破斷線有可能向煤體內轉移，減緩充填體上方頂板下沉和不對稱變形。

2）在液壓支架支撐階段，在液壓支架前方采用高預應力錨網索支護將充填區域上方直接頂和基本頂錨固成整體，提高直接頂和基本頂的層間結合力和同步位移；充填區域范圍內的液壓支架帶壓移架，抑制直接頂和基本頂的離層。

3）在單體液壓支柱支護階段，充填區域采用高阻力單體液壓支護彌補因采煤缺失的支護，抑制頂煤、直接頂和基本頂的離層及下沉變形；在充填區域外側臨時支護區域，采用擋矸支架提高對頂板的支護強度；確定合理的一次充填區長度，盡快恢復充填體上方頂板巖體的三向受力狀態。

4）在巷旁充填體支撐階段，采用增阻速度快的充填材料充填能有效阻止直接頂的離層與下沉；在充填體外側沿巷道走向打設1 排密集卸壓孔，有可能將基本頂破斷線置于充填體外側。

4 工程應用

4.1 充填體上方頂板控制技術

為了控制充填體上方頂板離層和選擇下沉變形，根據礦上生產地質條件和圍巖控制效果比較，確定的支護技術與參數如圖4。

圖4 充填體上方頂板支護示意圖Fig.4 Roof support diagram above the filling body

1）非采煤幫補強。提前工作面40 m 以上，每排錨桿在幫角處距底板250 mm 左右處補打1 根向下傾角20°規格為φ20 mm×2 400 mm 錨桿，再在非采煤幫每2 排錨桿補打2 根規格為φ21.6 mm×5 000 mm 錨索，配合φ16mm 的橫向鋼筋梯子梁。

2）巷內頂板補強支護。每2 排錨桿補強3 根φ21.6 mm×6 300 mm 錨索，錨索間排距為1 500 mm×1 800 mm，距兩幫分別為750 mm，錨索托盤規格為250 mm× 250 mm × 20 mm，并配合φ16 mm 的走向鋼筋梯子梁，梯子梁規格為4 000 mm× 50 mm。

3）充填體上方頂板支護。在充填區域液壓支架架前鋪設8 m 寬的柔性塑料網護頂，并在液壓支架前方每割1 刀煤打設5 根錨桿（索）護頂，具體參數為：錨桿采用φ20 mm×2 400 mm 的螺紋鋼錨桿，排距860 mm。每2 排錨桿位置第1 根和第3 根錨桿換成錨索，規格為φ21.6 mm×6 300 mm，采用規格為φ16 mm 鋼筋梯子梁護頂，梯子梁規格為3 700 mm×50 mm。

4）充填體參數。采用高水材料作為巷旁充填材料，高水材料水灰比確定為1.5∶1，充填體寬度為2.2 m，高度為端頭采高3.5 m，緊跟液壓支架后方即時充填，根據工作面日推進長度，一次充填長度確定為2.6 m 或3.4 m（0.865 m 的截割深度）。

4.2 控制效果

礦壓監測結果表明：工作面后方0～20 m 范圍內，頂板幾乎無下沉，圍巖變形較小；工作面后方20～120 m 范圍內，圍巖變形強烈；120 m 以外圍巖變形趨于穩定，頂底板最大移近量為800 mm 左右，其中最大頂板下沉量為140 mm，底鼓量660 mm；兩幫移近量最大為350 mm。根據留巷頂板離層監測，在工作面后方150 m 后，0～6 m 累計離層量為16 mm、0～2.5 m 累計離層量為14 mm。整體上，圍巖變形主要以底鼓為主，大采高沿空留巷取得了較好的圍巖控制效果。

5 結 語

1）沿空留巷充填體上方頂板起著向下傳遞上覆巖層的載荷與變形、向上傳遞充填體的支護阻力，保持充填體上方頂板穩定是沿空留巷成功的關鍵因素之一。

2）根據充填體上方頂板受力過程將其分為4 個階段：①巷道超前動壓影響階段；②液壓支架支撐階段；③單體液壓支柱支撐階段；④巷旁充填體支撐階段。分析了每個階段充填體上方頂板受力特征與離層特征。

3）提出了保證充填體上方頂板穩定的分區域動態加固控制對策，并成功應用到屯蘭煤礦22301 大采高工作面沿空留巷中，取得了較好的圍巖控制效果。