煤礦開采礦壓顯現規律及巷道支護技術

張建超

(陜西能源職業技術學院，陜西 咸陽 712000)

煤炭資源緊張逐漸加劇和開采深度加深已成為煤炭行業現狀。隨著支護材料和采煤設備的不斷發展，礦壓的防治技術也越來越成熟。然而，常用的分段保護煤柱工作面布置技術從根本上制約了礦區煤炭回收率的進一步提高，需要優化傳統的長壁開采工作面布置技術。沿空留巷技術作為一種無煤柱開采方法，可以消除工作面開采過程中斷面煤柱的設置，在確保安全礦壓的前提下，供鄰近工作面連續使用[1]。此外，與工作面開采進度相比，留巷實施往往滯后，這嚴重制約了開采效率的提高。采用力學分析和數值模擬相結合的方法，研究了復合頂板下礦井壓力釋放時的礦壓顯現問題，并以常見工程實例為例，進一步驗證了本文的研究結論。研究結果可以作為頂板切割卸壓采空區沿空留巷支護技術進一步推廣和優化的參考，提升煤炭生產的效率和安全性。

1 工程研究背景

1.1 頂板切割卸壓采空區沿空留巷支護技術

頂板切割卸壓采空區沿空留巷支護技術的核心是沿工作面前進方向采用雙向集中張拉的支護技術，通過切斷采空區頂板與巷道頂板之間的水平應力傳遞，逐步抵抗礦井圍巖壓力。在回采巷道頂板網格支架的加固支護下，工作面開采后頂板切縫的兩側之間將形成應力差。通過工程經驗可知，保留巷道的頂板變形可以使得整體工作面振動得到控制，而采空區頂板會及時沿頂板切縫塌陷，采空區頂板塌陷產生的煤矸石可以有效地支撐上覆巖層，防止產生綜采工作面的冒頂片幫[2]。工程現場冒頂片幫如圖 1 所示。

圖1 工作面片幫現場監測示意Fig.1 Schematic diagram of on-site monitoring of working face slices

1.2 復合頂板的礦壓顯現的特點

復合頂板，又稱分離頂板，是煤礦常見的頂板結構之一，它通常由1層以上的軟或硬巖層組成。在不同的結構條件下，頂板特征是不同的，復合頂板支護是目前國內外巷道支護領域的難題之一。 該類頂板所顯現出的礦壓特性也具有一定的復雜性。

復合頂板通常具有軟、弱、薄3大特點[3]。頂板中弱夾層的高度直接影響整體力學性能。根據復合頂板的結構特點，可將其分為3種類型:上軟下硬型、中硬組合型、上硬下軟型[4]。在傳統的長壁開采巷道布置中，上軟、下硬頂板在工作面開采后和采空區冒頂前沒有明顯的超壓報警，頂板冒落速度較快，冒落面積和冒落強度也較大，對工作面液壓支架支護強度和巷道超前支護要求較高。

上硬、下軟頂易發生冒頂事故。此外，在工作面正常開采前進的情況下，在這種頂板條件下，采空區容易發生工作面開采后頂板首次垮落，但首次垮落產生的矸石難以充填采空區。也就是說，礦壓顯現規律表明上部堅硬地層將在煤層內大面積懸浮，隨后的頂板壓力仍將處于一個較高的峰值。中、軟組合式頂板同時具有上述2種頂板類型的特點，其第1次垮落強度略弱于上軟下硬頂板，但頂板來壓仍具有突然性和周期性[5]。分析結果表明，不同強度的頂板復合結構所顯示出的礦壓規律是完全不同的。上硬下軟和上軟下硬頂板的礦壓規律可由地層應變形態表示。 不同頂板組合的礦壓規律曲線如圖2所示。

圖2 不同頂板組合的礦壓規律曲線示意Fig.2 Schematic diagram of the rock pressure law curve of different roof combinations

2 巷道頂板結構以及切割效果

2.1 巷道頂板結構應力分析

巷道頂板的載荷壓力為工作面最大的地方，可以以頂板為對象對巷道的礦壓規律進行分析。由于長壁開采工作面通常較長，研究分析的重點是工作面傾向方向，基于工作面具有抗拉能力差的巖體力學性質，可以忽略工作面走向對頂板應力分析的影響，將頂板應力分析簡化為二維平面問題[6]。

根據力學相關公式計算，在一定的其他條件下，頂板各層厚度和彈性模量對其力學性能影響最大。由于復合頂板軟弱夾層厚度較小，強度較低，在頂板變形過程中，軟弱夾層的應力較大，容易形成應力集中。同時，在薄層厚度較小的情況下，單層的周期斷裂步長也較小，同時也表明薄弱夾層的單層承載力較弱[7]。

綜上所述，在復合頂板條件下，由于薄弱夾層在外力作用下強度較小，集中應力較大，因而更容易發生彎曲和拉伸破壞。軟弱夾層破壞后，其他硬巖層也會發生彎曲變形，隨后的巖石壓力主要取決于硬巖層的力學性質。可見，巷道礦壓規律在對頂板的載荷壓力研究中得到了驗證。

2.2 復合頂板的礦壓作用下的切割效應

在分析復合頂板礦壓顯現規律的基礎上，初步推導了復合頂板在頂板切削壓力釋放條件下的地層壓力特性。頂板切割卸壓采空區沿空留巷支護技術原理如圖3所示，為了使煤矸石從頂板開采范圍內坍塌，能夠有效地填充相鄰的采空區，采空區開采高度通常根據采空區頂板膨脹系數的1.2～1.5計算[8]。

圖3 頂板切割卸壓采空區沿空留巷支護技術原理Fig.3 Technical principle of gob-side entry retaining supporting in roof cutting and pressure relief goaf

以典型的軟弱夾層復合頂板為例，分析軟弱夾層分別位于頂板切削范圍的上、中、下3個部位，以此全面分析工作面的礦壓顯現特征。

具體分析如下:采空區頂板與巷道頂板之間的水平連接被傾斜方向的頂板割縫切斷，采空區頂板與巷道頂板之間的應力傳遞只能通過采空區頂板間接傳遞，同時開采振動發生在頂板切割范圍以上的地層。當薄弱夾層位于頂板開采區頂部時，由于薄弱夾層抗拉能力較差，頂板開采區坍塌對上部地層的拉力較小。同時，頂板冒落的煤矸石可以有效地填充鄰近留巷的采空區，在此條件下留巷最為穩定，即留巷的支護強度要求較低。通過常見礦壓顯現規律分析，當軟弱夾層位于頂板開挖范圍的中部時，下部穩定地層容易坍塌，不會對上部地層產生過大的拉力。但是，頂板開采范圍內的上部穩定地層由于厚度較薄，在礦壓作用下難以順利自然塌陷，可能對上部地層產生較大的拉力[9]。因此，在這種情況下，對空采巷的支護強度要求較高。當軟弱夾層位于頂板開采范圍的底部時，雖然開采范圍內的上穩定層與開采范圍以上的地層之間存在一定的黏結力，但由于上穩定層厚度較大，在自重作用下也能順利塌陷[10]。因此，在這種情況下，礦壓顯現數值較小，空采巷的支護強度要求是中等的。如果使用Q1、Q2和Q3來表示上述3種屋面類型、下保留巷道的支撐強度要求，那么Q2>Q3>Q1。由此可以再次對支護方案進行優化，符合礦壓顯現的規律。

3 復合頂板礦壓作用下應力分析

根據頂板切割卸壓采空區沿空留巷支護技術中頂板切割高度的設計原則，認為頂板切割范圍內崩落的煤矸石在工作面開采時，提前發生了破碎、膨脹，可以有效地填充留巷附近的采空區。因此，在這種技術下，頂板開挖范圍以上的巖層結構對留巷周圍的地層壓力行為影響不大。 為了進一步研究切頂復合頂板的應力分布規律，設計出適宜的支護方案，該部分仍以典型的薄夾層復合頂板巷道為例，采用數值模擬方法分析巷道的應力分布。

3.1 數值模型的建立

研究以陜西某煤礦工作面地質條件為參考，采用FLAC三維軟件進行數值模擬，為后續現場有效驗證模擬結論提供方便。數值模型如圖4所示。

圖4 數值模擬模型示意Fig.4 Schematic diagram of the numerical simulation model

建模尺寸為200 m×170 m×50 m，包括厚30 m和厚17 m的底板。在數值計算模型中，工作面走向長度為200 m，工作面傾角長度為130 m，開采高度為3 m，巷寬為5 m，開采進尺為100 m，頂板切削高度為8 m，頂板切削角度為15°(從垂直方向到采空區)。軟弱夾層巖性以泥巖為主，厚度為1 m，穩定層巖性以細砂巖為主。根據現場實際情況，確定厚17 m底板為細砂巖(0～9 m)、粉砂巖(9～13 m)和泥巖(13～17 m)。頂板切割范圍以上厚22 m的頂板為中砂巖(28～31 m)、泥巖(31～33 m)、中砂巖(33～35 m)、細砂巖(35～36 m)和粉砂巖(36～50 m)。整體模型如圖4所示，其薄弱夾層位于工作面頂板上方0～1 m處。

3.2 數值模擬結果分析

模擬計算了弱夾層的數值計算模型，截取了巷道圍巖的垂直應力分布。當薄弱夾層位于頂板開采范圍的下部和上部時，煤壁應力集中強度較低，應力集中范圍較小的采空區側頂更容易坍塌。然而，當薄弱夾層位于頂板開挖范圍的中部時，情況卻相反，這與前一節的分析結果相互印證。為了進一步分析留巷周圍的礦壓顯現規律與薄弱夾層高度之間的關系，為支護的設計提供理論指導，利用模擬后處理TEC-PLOT軟件從模擬結果中提取了應力集中峰值。對不同頂板條件下圍巖的峰值壓力進行了總結和擬合。數值模擬結果表明，在開挖范圍內，隨著軟弱夾層高度的增加，圍巖應力集中峰值先減小后增大，然后再減小。變化趨勢可以用Matlab軟件對仿真得出的數據進行三次方程的曲線擬合。擬合方程為y=-0.000 4x3+0.003 9x2-0.010 2x+10.88，擬合曲線與模擬值吻合較好。擬合結果表明，當弱夾層位于頂板2.9～5.9 m以上時，礦壓顯現出煤壁應力集中峰值較高。當弱夾層高度從頂板切割范圍的底部上升時，軟弱夾層以下的頂板部分容易塌陷，上述穩定層在自重作用下也能順利塌陷，因此煤壁的應力集中強度呈下降趨勢；當軟弱夾層高度繼續上升時，穩定層在自重作用下塌陷的難度增加，與頂板切割范圍以上地層的黏結力也增加，因此煤壁的應力集中強度呈上升趨勢；當軟弱夾層高度繼續上升時，頂板切割范圍內大部分巖石都能順利塌陷，實現采空區的有效充填，煤壁的應力集中強度呈急劇下降趨勢。

總之，在開采頂板的地質條件下，當薄弱夾層位于開采范圍的中部2.9～5.9 m時，應加強留巷支護；當頂板有多個薄弱夾層時，應分別考慮各薄弱夾層的頂板切割效應，綜合設計巷道的加固支護措施。

4 礦壓顯現規律分析

開采機械在綜采工作面的開采步距的不同，對礦壓顯現的規律也會造成影響，本文對1、2、4、5、10 m不同的開采步距進行數值模擬分析，得到上述5個不同開采步距與綜采工作面的應力及位移的關系(圖5)。

圖5 不同開采步距的巷道水平應力Fig.5 Horizontal stress of roadway with different mining steps

由圖5分析可知，不同的開采速度對巷道應力大小影響程度有限。5個圖形的應力云圖分布規律大致相同，應力最大值及最小值出現的部位也趨于一致。由此可以得出以下的結論：1、2、4、5、10 m不同開采步距所造成的巷道最大應力值分別為10.89、10.82、10.77、10.74、10.68 MPa。從整體來看，開采速度與最大應力值呈反比，出現該情況的原因是巷道頂板在經歷了開采后失去了支護作用，從而開始產生較小的形變。長時間過后，就會出現開采區在較大的開采步距作業下，應力會逐漸減小。

不同開采步距的巷道垂直應力如圖6所示。由圖6分析可知，在不同開采步距的情況下，工作面附近的應力分布基本趨于相同。但是不同開采步距支承壓力的分布范圍的影響較小，隨著開挖速度的增加，壓力值為40～60 kPa的區域范圍有所縮減，這一現象的出現與卸載后的穩定時間有關，較長的穩定時間導致采空區頂板較長的形變時間，而與采空區頂板相連的未垮落區范圍內的巖層將同樣受到較長時間的影響，從而導致了支承壓力范圍的變化。

圖6 不同開采步距的巷道垂直應力Fig.6 Vertical stress of roadway with different mining steps

5 支護設計與優化分析

5.1 支護方案

根據模擬以及工程概況，巷道段為矩形截面，錨桿、網格、纜索支承，截面尺寸5.0 m×3.1 m，具體方案為：頂板采用錨網索+鋼筋托梁支護，幫部采用錨網支護[11]。①頂板錨桿為φ22 mm×2 400 mm的高強樹脂錨桿，配套150 mm×150 mm×8 mm蝶形托盤，排距800 mm，以中部為中心先均勻布置6根間距為0.8 m的錨桿，頂板兩端的角錨桿距離鄰近錨桿0.7 m，頂板每排8根錨桿，總體呈矩形布置，每根錨桿使用Z2360、K2335錨固劑各1支進行錨固，抗拔力不小于100 kN，扭矩不小于100 N·m。②巷道幫部采用φ22 mm×2 400 mm的全金屬錨桿，配套150 mm×150 mm×8 mm蝶形托盤，間排距800 mm×800 mm，每排5根，每根錨桿使用1支Z2360錨固劑進行錨固，抗拔力不小于70 kN，扭矩不小于100 N·m。③頂板及幫部網片為φ6 mm圓鋼加工而成，網幅2.0 m×1.0 m，網格100 mm×100 mm。④錨索采用φ17.8 mm×8 000 mm，間排距1.6 m×1.6 m，MX鎖具，托板為300 mm×300 mm×16 mm鋼板托盤，每排3根，每根錨索使用1支K2335和2支Z2360錨固劑進行錨固，錨索布置在錨桿排中間。⑤托梁規格：采用φ16 mm的圓鋼焊制，孔距為800 mm，長度為5 000 mm，寬度為80 mm，頂部錨桿每排加托梁支護，排距為800 mm。

5.2 數值模擬分析

(1)巷道圍巖垂直應力分析。優化后巷道圍巖垂直應力如圖7所示。由圖7可知，優化后的支護方案對于圍巖垂直方向的支撐更加的均勻，分散了頂板上側的應力狀態，使得頂板的中部與兩側的應力數值相差不大，中部與兩側的應力偏差率為4.52%。同時也兼顧了巷道兩側的應力分布，將頂部與兩側的礦壓分散至更為堅固的底板位置。巷道整體的應力分布呈現一個類似橢圓形的狀態，達到了在垂直方向上應力均勻改善的目的。

圖7 優化后巷道圍巖垂直應力Fig.7 Vertical stress of the surrounding rock of the roadway after optimization

(2)巷道圍巖水平應力分析。優化改巷道圍巖水平應力如圖8所示。由圖8可以看出，優化后支護方案下，巷道周圍的水平應力分布差異化較小，支護的水平應力整體較均勻，特別是距離巷道一定距離后，應力分布等級基本相同，但在巷道周圍還存在一定差異。根據前述分析可知，優化后方案增加了1根錨桿，由水平應力圖可知，優化后方案距離頂板較近處應力集中程度較均勻，水平方向應力數據偏差率為5.77%，達到了優化目的。

圖8 優化后巷道圍巖水平應力Fig.8 Horizontal stress of roadway surrounding rock after optimization

(3)巷道圍巖塑性區分布分析。優化后巷道圍巖塑性區分布如圖9所示。由圖9可知，距離工作面越近的塑性區域所展示出的塑性變形狀態更加一致，表明了優化后的支護方案通過錨桿的插入，使得圍巖發生破壞的概率減小。優化后的錨桿長度數據更加適應開采的工作條件，防止了剪切破壞的發生。當工作面的斷面不斷增大，優化后的支護方案同時也增加了錨桿和錨索的數量，更加有利于對工作面的整體控制，將發生塑性變形和拉壓破壞的煤層區域控制在了距工作面更遠的區域，高塑形區域占整體發生塑性變形總面積的10.14%，位置全部遠離了工作面的側壁。

圖9 優化后的巷道圍巖塑性區分布Fig.9 Distribution of plastic zone in surrounding rock of roadway after optimization

(4)巷道水平位移分析。根據礦井開采時機械設備工作面的轉換，對兩側采取插入不同長度的錨桿進行支護，一側為2 m，另一側為2.4 m。雖然兩側均出現了一定程度的位移差異，但是有效地改善了冒頂片幫和兩側突出的現象。兩側的錨桿對工作面形成了抵抗擠壓作用，隨著工作面向縱深推進，所采用的錨桿長度也越長，有效控制了工作面的位移量，如圖10所示。

圖10 優化后巷道水平位移分布Fig.10 Distribution of horizontal displacement of roadway after optimization

綜上分析，優化后方案在整個巷道平面上的塑性區域、位移、應力分布等平均值方差下降明顯，在距離巷道頂板較近的位置，表明距離頂板較近位置的礦壓不會對圍巖產生應力集中現象，在更遠處圍巖區域，這種控制作用更加明顯。此外，從頂板垂直應力的控制而言，優化后支護效果要明顯優于原始支護方案。可見，通過巷道礦壓顯現的規律分析，得出優化后的支護方案效果更加優異。

6 結語

通過對礦井巷道復合頂板層合結構的推導，得出了綜采工作面礦壓顯現規律，發現在復合頂板條件下，薄弱夾層的承載能力較差，在外力作用下容易產生應力集中和拉伸變形或破壞。在傾斜剖面上推導和分析了不同弱夾層高度條件下的頂板切削壓力釋放效應和礦壓顯現規律，得出如下定性結論:當弱夾層位于頂板切削區頂部時，留巷支護強度要求最低；當弱夾層位于頂板切削區中部時，留巷支護強度要求最高；當弱夾層位于頂板切削區底部時，留巷支護強度要求中等。采用數值模擬方法，定量研究了薄弱煤層高度與頂板開采壓力釋放效果之間的關系。結果表明，峰值在頂板開采范圍內，煤壁側應力集中值隨著薄弱煤層高度變化先減小、后增大、再減小。采用數值模擬技術得出了上述結論，在此基礎上提出了巷道開采支護技術的設計思路，為煤礦巷道支護技術的優化提供了依據。