中厚煤層切頂卸壓沿空留巷參數設計與實踐

賀淼鑫，趙利安

(1.晉能控股裝備制造集團有限公司寺河煤礦二號井，山西 晉城 048006； 2.遼寧工程技術大學礦業學院，遼寧 阜新 123000)

切頂卸壓技術是以預裂爆切縫技術為基礎，將采煤面的長懸臂梁破斷為短懸臂梁，將巷道置于卸壓區域范圍內，再輔以必要的加固措施，從而保證巷道的完整性和安全性。隨著切頂卸壓技術在煤礦井下的應用越來越多，其在減小巷道圍巖應力集中、降低巷道支護費用及成本、控制圍巖變形及提高井下工作效率等方面的優勢越來越明顯。切頂卸壓沿空留巷技術是無煤柱開采技術中一個新的發展趨勢，其優化了采掘關系和巷道布置，提高了回采率，避免了上隅角瓦斯積聚問題，因而國內諸多學者對此進行了理論研究和實踐應用研究[1-8]。雖然眾多學者對回采巷道切頂卸壓沿空留巷技術及其相關參數進行了研究，但是對煤層埋藏較深的高瓦斯中厚煤層條件下的研究并不多，因此本文針對較深埋深的高瓦斯煤層工作面回采巷道進行切頂卸壓沿空留巷技術研究。

1 工作面概況

1) 地質條件。寺河煤礦二號井97307工作面開采9號煤層，煤層厚度范圍0.98～1.87 m，煤層整體賦存穩定，平均厚度為1.50 m。煤層傾角2°～8°，平均為3°。9號煤層埋深650 m，內無夾矸層，層理不發育，但節理和裂隙較為發育。該煤層以亮煤為主，具金屬光澤，容重1.5 t/m3。

9號煤層直接頂為厚度2.0 m的泥巖和厚度4.0 m的粉砂巖，兩巖層分別呈現灰白色和黑灰色。煤層上方老頂為灰白色，致密，具有灰白色層理的細砂巖，厚度為5.5 m。煤層直接底為厚1.0 m的深灰色，致密，塊狀，堅硬的石灰巖。老底以石英為主，厚度為2.8 m，巖性致密。

2) 采煤方法及回采工藝。97307工作面采用單一走向長壁綜采一次采全厚采煤法，采空區頂板采用全部垮落法管理。

2 存在問題及技術研究

2.1 開采存在的問題

長期以來，寺河煤礦二號井9號煤層開采存在以下問題：①采掘接續緊張，影響礦井正常均衡穩定生產，嚴重制約了礦井的高產高效；②工作面間留設20～30 m的煤柱在采空區形成應力集中，給下方的15號煤層巷道布置和圍巖控制增加難度，同時留設煤柱浪費了資源，降低了服務年限，不利于礦區的安全和可持續發展。

2.2 切頂卸壓沿空留巷技術研究

為了解決以上存在的問題，在借鑒國內外有關理論和實踐的基礎上，針對97307工作面97214巷道的地質條件與開采條件，采用實驗室研究、數值模擬和現場實踐等方法，對97214巷道進行切頂卸壓沿空留巷技術研究。

2.2.1 實驗室研究

工作面煤巖體力學參數是進行沿空留巷理論研究和數值模擬的基礎和前提。在97214巷道取樣，通過對樣品進行巖石力學實驗，測試分析煤巖體的物理力學參數。制樣所用的主要設備有巖石鉆芯機、切割機和端面打磨機等。 實驗室實測定的97214巷道煤巖物理力學參數見表1。

表1 煤巖物理力學參數表Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

2.2.2 切頂卸壓關鍵參數設計

1) 切頂高度。根據經驗估算方法，若工作面頂板垮落矸石能充滿采空區，則切頂最小高度H可用式(1)計算[9]。

(1)

式中：M為煤層采高，取煤層平均厚度1.5 m；KP為頂板巖層碎脹系數，取1.25。

式(1)計算結果表明，若只考慮頂板垮落矸石能否充滿采空區，則切頂最小高度H=6.0 m。

根據寺河煤礦97307工作面工程地質條件及煤巖物理力學參數，結合切頂留巷設計方案，運用有限差分軟件FLAC3D建立切頂留巷數值模型，對不同切頂高度(6 m、7 m、8 m、9 m)條件下圍巖的應力、位移分布規律進行分析研究，進而為現場實際確定合適的切頂高度提供一定參考及建設性意見，模擬結果如圖1和圖2所示。圖1為不同切頂高度下留巷圍巖應力分布，為了較為形象地探究巷道實體煤幫側向垂直應力分布，在巷道側煤幫中心位置設置監測線，監測向內20 m范圍內側向垂直應力分布情況，如圖2所示。

圖1 不同切頂高度下留巷圍巖應力分布Fig.1 Stress distribution of retaining roadway surrounding rock under different cutting roof heights

由圖1和圖2可知，切頂高度為8 m和9 m較切頂高度6 m和7 m的應力集中峰值更小。 此外，切頂高度為6 m、7 m、8 m、9 m時，應力集中峰值分別為18.22 MPa、17.09 MPa、16.20 MPa、16.10 MPa。這表明切頂高度越大，應力集中峰值越小，對巷道維護越有利；當切頂高度增加到一定長度(8 m)之后，繼續增加切頂高度對應力峰值影響不明顯，并且切頂高度越大，施工難度越大。

圖2 不同切頂高度下側向垂直應力分布圖Fig.2 Lateral vertical stress distribution atdifferent cutting roof heights

通過現場實際情況確定合適的切頂高度的模擬結果，不同切頂高度下留巷圍巖位移分布如圖3所示。為了較為形象地探究巷道表面位移變化情況，繪制不同切頂高度下巷道表面位移變化分布圖，如圖4所示。

圖3 不同切頂高度下留巷圍巖位移分布Fig.3 Displacement distribution of surrounding rock of reserved roadway under different cutting roof heights

97214巷道頂底板移近量因切頂高度的不同而存在差異，由圖4可知，切頂高度為6 m、7 m、8 m、9 m時，巷道頂底板移近量最大值分別為215 mm、208 mm、195 mm、189 mm；巷道兩幫移近量最大值分別為130 mm、126 mm、120 mm、118 mm。這表明切頂高度越大，巷道頂板移近量及兩幫移近量越小，證明切頂卸壓沿空留巷能有效控制頂底板移近量，減小巷道變形，保證巷道穩定。綜合考慮上文的計算及擬合結果，并考慮實際施工量及一定富余量，切頂高度選擇8 m較為合理。

2) 切頂角度。現場數據分析結果表明，應力集中峰值和巷道表面位移與切頂角度正相關，切頂角度太大不利于巷道圍巖穩定，但若切頂角度過小，則對旁擋矸支護不利。 采用FLAC3D軟件模擬了8 m切頂高度下切頂角度為0°、10°、20°、30°、45°時，圍巖的應力分布特征和位移分布特征如圖5和圖6所示。

圖5 不同切頂角度下側向垂直應力分布圖Fig.5 Lateral vertical stress distribution atdifferent roof cutting angles

圖6 不同切頂角度下巷道表面位移變化分布圖Fig.6 Variation distribution of roadway surfacedisplacement under different roof cutting angles

由圖5可知，切頂角度為0°、10°、20°、30°、45°時，實體煤幫內部應力集中峰值分別為15.0 MPa、16.3 MPa、17.8 MPa、18.4 MPa、20.3 MPa，這表明切頂角度增大，應力集中峰值隨之增大，不利于巷道圍巖穩定。由圖6可知，切頂角度為0°、10°、20°、30°、45°時，巷道頂底板移近量最大值分別為190 mm、195 mm、210 mm、217 mm、225 mm；巷道兩幫移近量最大值分別為117 mm、120 mm、124 mm、129 mm、133 mm。這表明切頂角度越大，巷道表面位移變化越大，這是由于切頂角度增大會增加巷道頂板懸臂梁的長度，但是切頂角度過小不利于巷旁擋矸支護，綜合考慮97214巷道瓦斯抽采孔的布置以及上述研究結果，97214巷道沿空留巷段切縫孔與頂板夾角取10°。

3) 炮孔間距。根據條形(柱狀)藥包爆破波作用區域的理論，不耦合裝藥條件下壓碎圈半徑和裂隙區半徑計算如下所述[10-11]。

壓碎圈半徑計算見式(2)。

(2)

裂隙區半徑計算見式(3)。

(3)

將頂板物理力學參數和乳化炸藥參數帶入，計算得到：破碎區半徑為0.03～0.04 m，裂隙區半徑為0.26～0.35 m。由于寺河煤礦二號井頂板為砂巖，根據以往的施工經驗，為保證最終的切縫效果，炮孔間距取500 mm。

4) 補強支護主要參數。在切頂卸壓沿空留巷中需采用補強錨索進行支護，結合以上計算結果，巷道采用兩排錨索補強，首排補強錨索距留巷幫700 mm(97307工作面側)，排距1 000 mm；次排補強錨索距首排錨索間距1.5 m，排距2.0 m；錨索均按照垂直于頂板方向布置與安裝。為了提高97214巷道補強效果，結合現場實際，將補強錨索(恒阻大變形錨索及讓壓錨索)長度由原來的8 300 mm變更為9 300 mm。

3 現場實踐

根據以往的工程經驗，并結合寺河煤礦實際條件，將97214巷道劃分為四個區(圖7)，不同分區根據需要采取不同的實施方案。

圖7 切頂卸壓沿空留巷區段劃分Fig.7 Division of roof cutting and pressure reliefalong goaf retaining roadway section

1) 預裂切縫和補強加固(工作面超前壓力影響以外(采面前方50 m以外))。在回采巷道內超前工作面一定范圍內，實施預裂爆破，使97214巷道上方頂板和回采幫上方頂板之間形成切縫(或裂縫)，切斷頂板應力傳遞路徑，為沿空巷道的維護創造低應力環境，同時促進采空區側煤層頂板垮落，以便形成沿空留巷的巷幫，如圖8所示。

圖8 超前預裂切縫剖面圖Fig.8 Section of advanced presplitting slit

97214巷道切縫孔布置與頂板夾角選取10°角度來鉆孔預裂爆破，切頂深度(斜長)定為8 m。預裂鉆孔直徑為45 mm，聚能管直徑為33 mm，藥卷直徑定為28 mm，裝藥不耦合系數選定為1.36～1.60。爆破時采用三級乳化炸藥，預裂鉆孔間距定為500 mm。

根據97214巷道圍巖條件和巷道現有支護參數，確定9號煤層97214巷道預裂切頂前補強加固方式采用恒阻大變形錨索和讓壓錨索形式。實踐中，為了確保切頂過程和來壓期間巷道的穩定性，確定補強加固應該在預裂切頂前實施。補強錨索長度確定為8.3 m，直徑21.8 mm，采用1×19-1860型鋼絞線，破斷力≥550 kN。每根錨索需要與四根Z2360樹脂錨固劑配合使用。設計錨索錨固力為45 t，恒阻大變形錨索阻值為35±2 t，讓壓錨索讓壓值為28±3 t，錨索預緊力一般不小于25 t。

2) 超前支護區(工作面前方采動影響區內，工作面前方30 m范圍)。該部分巷道受工作面超前采動影響，往往需要超前加強支護。按照《煤礦安全規程》規定，超前支護距離不小于20 m。此處為了安全，考慮一定的安全系數，超前支護距離定為30 m。超前支護段采用“一梁三柱”支護方式：在距離回采幫800 mm、1 900 mm、4 100 mm分別支設一根，間距分別為1.1 m和2.2 m，排距為1.0 m。超前支護區單體柱布置如圖9所示。

圖9 97214巷道超前支護區單體柱布置圖Fig.9 Layout of individual hydraulic prop in advance support area of 97214 roadway

3) 滯后臨時加強支護區(工作面后方采動影響區(支架后0～200 m))。距工作面距離較遠時，回采巷道頂板運動基本會趨于穩定，架后臨時支護設備可擇機撤除，僅保留擋矸支護即可。此區域內采用2.8 m的DW型單體液壓支柱+DFB3300-300π型梁構成的“一梁四柱”支護形式及單體柱點柱形式支撐巷道頂板。單體支柱排距1.0 m，間距分別為200 m、 900 mm、 2 200 mm， 如圖8所示。單體柱點柱與擋矸U型鋼間隔布置，單體液壓支柱“穿鞋”，初撐力不小于100 kN。滯后段臨時支護如圖10所示。

圖10 97214巷道滯后臨時支護剖面圖Fig.10 Profile of delayed temporary support of 97214 roadway

4) 成巷穩定區(工作面后方采動影響區外，架后200 m之后)。由于97307工作面為高瓦斯工作面，采用切頂卸壓沿空留巷易造成工作面采空區漏風、采空區側瓦斯涌出異常及采空區自燃發火等一系列問題，因此必須對97214巷道采空區側幫部進行擋矸防護，同時要考慮采空區防漏風。

工作面后方沿空留巷巷旁擋矸支護主要支護形式為29U/1800-01型可縮性U型鋼支架+“鋼筋網”支護，U型鋼支架間距500 mm。采面端頭架前移后，首先緊貼支架構懸掛擋矸金屬網，然后在金屬網后架設擋矸U型鋼，U型鋼支架架后擋矸支護布置如圖11所示。

圖11 架后擋矸支護側視圖Fig.11 Side view of rear gangue detaining support

回采巷道采用切頂卸壓沿空留巷后，為防止采空區漏風，可結合巷旁擋矸支護方案，利用多層材料，進行采空區封堵。多層材料構成為(從采空區側開始)：風筒布、鋼筋網、木板、風筒布、金屬網、U型鋼和混凝土噴漿，如圖12所示。

圖12 擋矸堵漏示意圖Fig.12 Schematic diagram of gangue blocking

4 切頂卸壓沿空留巷效果監測

4.1 切頂卸壓沿空留巷采場礦壓顯現規律

97307工作面共布置119架支架，額定工作阻力4 000 kN。工作面礦壓監測點布設于3#液壓支架、5#液壓支架、9#液壓支架、19#液壓支架、29#液壓支架、39#液壓支架、49#液壓支架、59#液壓支架、69#液壓支架、79#液壓支架、89#液壓支架、99#液壓支架、109#液壓支架、116#液壓支架、117#液壓支架、118#液壓支架，定期采集數據。工作面不同支架工作阻力變化如圖13所示。由圖13可知，工作面中部支架上的支撐壓力最大，未切頂側巷道頂板的壓力次之，工作面切頂側的支撐壓力最小。這說明97214巷道采用切頂卸壓沿空留巷措施后，能夠切斷97307工作面與97214巷道上方的頂板，降低留巷頂板的壓力值，有利于保持留巷頂板的完整性，有利于回采巷道維護。

圖13 支架平均工作阻力變化圖Fig.13 Variation of average working resistance of support

同時，工作面采用了切頂卸壓沿空留巷的設計，通過切頂側與未切頂側支架工作阻力對比可知，切縫爆破措施可有效降低工作面支架最大阻力和平均工作阻力(表2)。以118#液壓支架和3#液壓支架為例，切頂側支架最大工作阻力為4 140.62 kN，未切頂側支架最大工作阻力為4 421.12 kN，切頂側支架最大工作阻力比未切頂側降低了280.50 kN，減小了6.3%，平均工作阻力由2 735.09 kN降低到2 407.00 kN，減小了12.0%。

表2 工作面支架工作阻力統計Table 2 Working resistance statistics ofworking face hydraulic support

4.2 巷道表面變形和離層情況監測

距開切眼0～200 m范圍內，回采巷道內每隔20 m布置一組測站，距離開切眼大于200 m范圍，每50 m布置一組測站，至工作面停采線，共計30組。每組測站由頂板離層監測和巷道表面位移監測組成。留巷表面位移測點和頂板離層儀部分測試結果如圖14和圖15所示。

圖14 留巷段部分測站巷道表面位移Fig.14 Roadway surface displacement of some measuring stations in reserved roadway section

圖15 部分測站頂板離層量變化Fig.15 Variation of roof separation of some stations

由圖14可知，工作面滯后采動影響范圍為170 m，其中滯后工作面70 m范圍內，巷道變形增加較快；滯后工作面70～160 m范圍內，巷道變形變緩；滯后工作面170 m之后，巷道基本穩定。留巷變形穩定后，頂底板以及兩幫的累計變形量最大值分別為263.7 mm和121.1 mm。巷道斷面收斂率最大為13.23%。

由圖15可知，在工作面回采之前頂板離層不明顯，滯后影響范圍平均為146 m，最大為200 m。其中，滯后工作面100 m范圍內，離層量增加明顯；滯后工作面平均100～146 m范圍內，離層量增加放緩；在滯后工作面200 m后趨于穩定，最大離層量為84.4 mm。

5 切頂卸壓沿空留巷技術經濟效益和社會效益

切頂卸壓沿空留巷效果監測結果表明，滯后工作面150 m和190 m處，巷道表面變形和離層情況基本穩定，表明達到了沿空留巷目標。 通過測算，采用切頂卸壓沿空留巷技術，多回收煤炭8.39萬t，相應利潤2 714.27萬元，97307工作面的萬噸掘進率由59.67 m/萬t，降低到29.39 m/萬t，降低了50.7%。表明采用切頂卸壓沿空留巷技術經濟合理、技術可行，有利于實現工作面安全開采和高產高效的目標。

6 結 論

1) 通過數值模擬分析給出了切頂高度為8 m、切縫孔與頂板夾角為10°，炮孔間距取500 mm，采用兩排錨索補強，補強錨索長度由8 300 mm增加到9 300 mm。并在實踐中將97214巷道劃分為四個區，不同分區采取不同的實施方案。

2) 現場監測數據表明：采用切頂卸壓留巷技術后，97307工作面切頂側的支撐壓力不僅低于未切頂側巷，更遠低于中部支架壓力，巷道表面變形和離層分別在滯后工作面170 m和200 m處基本恒定不變，達到了沿空留巷目標。