金谷礦預裂切頂沿空留巷巷旁切頂阻力及支護方案確定

白亞光

（金谷煤業有限公司, 山西 古縣 055150）

0 引 言

無煤柱預裂切頂卸壓沿空留巷是我國煤炭資源安全高效回收的關鍵技術之一。將該項技術廣泛應用于煤礦井下，不僅能有效提高煤炭資源的回收率，緩解煤炭資源不足的問題，而且在巷道圍巖控制方面起到關鍵性的作用。

針對無煤柱沿空留巷頂板穩定性控制問題，國內眾多學者對此進行了長期大量的研究。張光福等人[1]基于切頂沿空留巷的頂板斷裂構造及其變形規律，建立了下切縫雙側懸臂梁和上切縫的斷裂力學模型。徐玉勝等[2]通過支護系統耦合壓力屈服分析確定了支護方案，在大采高沿空留巷工作面取得了良好的支護效果；針對傾斜煤層沿空留巷圍巖容易失穩的問題，曹樹剛等[3，4]通過理論分析建立了其力學模型，得出了在留風巷和機留巷中不同的巷幫支護阻力，并得出了不同煤層傾角地質條件下混凝土材料支護的應用范圍差異較大的結論，張東升等[5-7]基于“關鍵層”理論和充填變形機理，建立了綜放沿空留巷圍巖結構力學模型，并對支架頂板質量對沿空留巷圍巖穩定性的影響進行了探討。

以上研究主要是針對頂板結構、圍巖穩定性，頂板力學機理等方面進行研究。然而，關于預裂切頂沿空留巷巷旁切頂阻力及支護技術的研究相對較少；因此，本文結合該工作面地質條件，通過理論分析求得巷旁切頂阻力，在此基礎上進行支護方案的設計并將其應用與現場工程，并采用現場檢測的手段對巷道圍巖移動變形進行監測，判斷并分析巷道支護效果。

1 工程概況

該礦按照10901→10902→10900→10903 的接替順序來回采，開采水平為+855 m 水平，目前主要開采9、10 號煤層，其中9 號煤層厚度為0.62～1.25 m，平均0.93 m。不含夾矸，頂板為K2 中厚層狀石灰巖，下距10 號煤層0.58～3.80 m，平均1.37 m。10 號煤層厚度為0.74～2.85 m，平均1.40 m，含0～3 夾矸，頂板為泥巖，底板為粉砂巖、泥巖、砂質泥巖。

2 預裂切頂沿空留巷技術原理

預裂切頂無煤柱沿空留巷開采技術，即沿采煤工作面一側的運輸巷道頂板實施超前預裂，隨著工作面的不斷推進，采場頂板周期來壓，在頂板壓力的作用下，采空區頂板沿著預裂面切落，形成采空區頂板巖梁支護結構，在頂板切落的同時，也大大減少了煤壁的支持壓力，成功地將回采工作面運輸巷保留了下來，作為下區段回采工作面回風巷，因此，利用預裂切頂卸壓技術能夠有效控制沿空留巷頂板穩定性[8]。預裂切頂卸壓沿空留巷如圖1 所示：

圖1 預裂切頂卸壓沿空留巷示意圖

該技術主要利用雙向集能裝置，實現巖石在設定方向光面爆破，形成頂板預裂面。聚能裝置模型如圖2（a）所示。炸藥引爆后，其產生的氣體和能量迅速膨脹，此時雙向聚能裝置可以瞬時抑制爆轟產物，迫使氣體能量從聚能小孔釋放，形成高能流對巖石進行瞬時切割，是巖體產生微裂縫，為爆轟產物提供了卸壓空間[9]。炸藥引爆后產生壓應力波在新生成的微裂隙中反射，從而形成拉應力波。如圖2(b)所示，由于巖石具有耐壓怕拉的特性，在拉應力波的作用下被拉伸形成平面，使得相鄰炮孔形成貫通，最終形成頂板預裂面，為采空區頂板的切落創造了條件。

圖2 雙向聚能裝置原理圖

3 巷旁切頂阻力及支護方案分析

3.1 巷旁切頂阻力

處于巷旁支護體外側的巖塊被切段后，使得預支護所控制的高度大大增加，達到平衡后巖層的最終沉降量減小。沿空留巷處于應力降低狀態且頂板下沉量較小，支護體所受支承壓力也較小，因此，巷旁支護體必須具有高抗性和主動支護。其實，巷旁支護在本質上仍屬于被動支護，只有當頂板下沉時，才能產生支護阻力，所以在煤壁為固定邊界的情況下，很難及時切割頂板。在無需密閉采空區的薄煤層開采中，巷旁支護體必須提供主動支護力，并沿巷道外側有效切斷頂板，以主動形成沿外側破碎的側向頂板結構，這樣沿空留巷便可處于較低應力煤巖體中。為實現上述優選力學形態，有以下關鍵點。

1）提高實體煤幫抗彎彎矩：支護效果主要由實體煤側抗彎彎矩MA 反映，因此在考慮巷旁支護體支護時間、支護初撐力、增阻速度等力學性能的同時必須采取措施提高實體煤幫抗彎彎矩的大小。沿空留巷實踐中，在設置剛性較大的巷旁支護體的同時，必須通過對實體煤幫、肩角及巷道頂板超前加強支護，以確保沿空留巷側向頂板不沿實體煤幫內部或煤幫邊界破斷，即頂板屬于固支邊界的時候，使巷旁支護阻力有效切頂。支護的切頂效應可以提高早期支護控制的高度，減少巖層平衡后的最終沉降。若因未及時超前加固，沿空留巷側向頂板沿煤的實體內部斷裂，頂板接近簡支情況，同樣的巷道邊幫支護，其切頂和支護效果也會大不相同。支護初期支護高度減小，初期頂板下沉量較大，巷旁支護壓力也較大。

2）強力切頂、高阻讓壓、主動支撐：在采取有效措施加固煤壁后，還需要具有主動支護性能的強大巷旁支護體，在煤壁為固定邊界時，及時頂破沿巷幫支護外側的側向頂板，其切頂強度計算通式為：

式（1）中，力學計算模型如圖3 所示。

圖3 中Mp為巖層極限彎矩；MA為巖層抗彎彎矩；Fc為C點巖層破斷塊產生的向下剪力；P為巷旁切頂阻力（N）；q為上覆巖層載荷（N/m3）；γ為巖層容重（N/m3）；h為巖層厚度（m）；a為巷道維護寬度（m）；L為巖層破斷特征尺寸（m）。

圖3 固定邊界下巷旁切頂阻力計算模型

沿巷道支護體側向切斷側向頂板后，矸石穩定前的巖塊旋轉沉降是不可抗拒的，具有一定的變形特征。因此，支護必須有一定的收縮量才能滿足頂板旋轉下沉，純剛性的支護將被壓縮破壞。

當巷道基本頂斷裂時，斷裂后形成的旋轉塊體較長，沿空留巷的空間承受較大壓力。為保證側向頂板未在巷旁側切斷而在巷內斷裂時，所設計切頂支架仍能滿足要求。其最大可縮量應能適應頂板旋轉下沉，其最大支撐載荷應能滿足給定變形下的最大載荷。及頂板載荷的要求。低位巖體無法抵抗頂板的旋轉下沉，僅僅能夠被動承受壓縮下沉引起的劇烈壓力。根據圖4 得側向頂板在不同位置x 處的旋轉下沉量sx 為：

圖4 側向頂板頂板下沉計算模型

強力的切頂支架由采空區側邊緣及沿巷道走向的一組11 號礦用工字鋼和相鄰的單體液壓支柱組成。為了及時切頂，保證沿空留巷成功，巷道側切頂支護的最小支護阻力必須大于切頂阻力，即只有巷道側支護阻力大于式（3）計算的切頂阻力。

為了平衡采空區冒落煤矸石的側壓力，底部用鐵鞋連接，增加側向摩擦阻力，以平衡采空區煤矸石的側向壓力。隨著上覆頂板巖層的下沉，采空區落煤矸石經歷了“非接觸- 接觸- 壓實”3 個過程。煤矸石被完全壓實后，頂板壓力傳遞至底板。根據廣義庫侖理論，有側壓力計算公式[10]。

式中：σα為豎直方向主動壓力分布強度，kPa；γ0為矸石散體容重，kN/m3;Z為壓力點到基本頂高度；q0為豎直方向矸石墻分布的側向壓力；Ka 為主動壓力系數；θ為冒落矸石內摩擦角。

根據該礦的實際地質、現場測量和室內巖石力學試驗，得出了計算巷道支護切頂阻力所需的參數：L= 10.2 m，a = 3.8 m，hi= 0.45 m，m= 7 m，γ= 25 kN/m3，Fcm=γhiL1= 96.33 kN，αi= 30°，取極限情況下，MPm=MA。

由以上分析結果，計算得到巷旁切頂阻力為460 kN。

3.2 單體輔助支護方案研究

沿空留巷期間巷內單體輔助支撐示意圖，如圖5 所示。實際施工中，靠近采空區護幫腿與預裂鉆孔保持200 mm 的間距，防止頂板斷裂造成護幫腿處于采空區內，失去頂部支撐作用。

圖5 沿空留巷期間巷內單體輔助支撐示意圖

本支護方案采用單體液壓支柱配合鉸接頂梁、十字鉸接頂梁加強頂板支撐，沿巷道布置5 排單體液壓支柱，支柱間距均600 mm。各排單體液壓支柱排距離見圖5，靠近固煤側的第1 排單體與第2 排單體之間的距離為1300 mm，主要用于物料運輸。靠近實體煤側3 排單體液壓支柱配合鉸接頂梁（長1200 mm），采用“一梁兩柱”式布置。在靠近采空側2排單體液壓支柱配合十字鉸接頂梁（長600 mm）、采用“一梁一柱”式布置，以便于增加采空區側單體液壓支柱的穩定性。靠近實體煤側的2 個單體初撐力為90 kN，靠近采空側的3 個單體初撐力為95 kN。

4 工程應用分析

為了研究單體液壓支柱輔助支護方案的應用效果，在10902 回風巷內采用巷道表面位移監測手段，在該巷道內每隔20 m 布置1 組位移監測站，將觀測數據進行處理后繪制圍巖移進量- 工作面推進距離關系圖如圖6 所示。

圖6 圍巖移近量

由圖6 可知，工作面推進0～80 m 范圍內，巷道圍巖受開采影響，圍巖變形迅速增大。在工作面推進80～170 m 時，采空區垮落的巖石被逐漸壓實，巷道圍巖變形增長速率逐漸減小。當工作面推進170 m后，頂板下沉量、兩幫變形量、底鼓量變化量趨于穩定。最終，由監測結果可知，巷道頂板最大下沉量約99 mm，底鼓約151 mm，采空區側向變形約122 mm，實體煤幫變形量約90 mm，頂、底板收縮率10.6 %，兩幫收縮率4.68 %，滿足沿空留巷圍巖控制要求，由此可見，采用單體輔助支護方案是行之有效的。

5 結 語

1）結合工作面地質條件，基于結構力學理論，分析了采煤工作面沿空留巷巷旁切阻力計算模型。通過計算，巷道旁的切頂阻力為460 kN。

2）在巷旁切頂阻力為460 kN 的條件下，對沿空留巷巷旁單體支護技術方案進行了詳細的設計。將該方案應用到井下工程實踐中發現，巷道頂底板移近量和兩幫移近量都在合理范圍內，滿足下一個工作面的生產要求。