密集鉆孔弱化底分層頂板沿空留巷技術

2022-07-20 13:01:14李東印張景軒鄭立軍黃祖軍

煤礦安全 2022年7期

李東印，張景軒，鄭立軍，王伸，王文，黃祖軍

（1.河南理工大學能源科學與工程學院，河南焦作 454003；2.河南焦煤能源有限公司古漢山礦，河南焦作 454000；3.淮北礦業（集團）有限責任公司蘆嶺煤礦，安徽淮北 234000）

自20 世紀50 年代以來，我國研究人員在沿空留巷領域做出了大量的研究，切頂卸壓技術已成為沿空留巷研究中的關鍵技術。何滿潮教授于2001 年提出了雙向聚能拉伸爆破技術[1-2]，并成功的在多個礦井中實現預裂爆破切頂卸壓沿空留巷[3-4]，隨后其科研團隊結合“切頂短壁梁理論”提出了“110”工法[5]。目前國內厚煤層一般采用綜放開采、大采高一次采全厚或分層開采，煤與瓦斯突出煤層多選用分層開采[6-7]，并且目前沿空留巷切頂卸壓研究多在一次采全厚或頂分層工作面的完整頂板結構下進行，下分層再生頂板下的沿空留巷切頂卸壓研究較少[8-16]，介于此研究現狀，進行古漢山礦底分層沿空留巷切頂卸壓研究[17-19]。

1 工程概況

古漢山礦為煤與瓦斯突出礦井，15 采區平均總煤厚為5 m，針對厚煤層采用傾斜分層下行垮落法采煤工藝，煤層平均傾角為13°，頂分層平均煤厚2.8 m，底分層平均煤厚2.2 m。15032 工作面為底分層工作面，工作面采用走向長壁傾斜后退式綜合機械化采煤法。該工作面北部、南部和東部的底分層工作面尚未布置，西部為15 軌道保護煤柱；該工作面頂分層北部的15031 工作面于2014 年5 月已回采，南部的15051 工作面于2016 年4 月已回采，采區平面布置示意圖如圖1。15032 工作面地面標高為+98.2～+100 m，井下標高為-323～-388 m，直接頂為2.9 m 厚的再生頂板，再生頂板為煤、泥巖、矸石和泥漿膠結混合物，工作面綜合柱狀圖如圖2。

圖1 采區平面布置示意圖Fig.1 Sketch diagram of mining area layout

現需要通過沿空留巷的技術將15032 工作面運輸巷保留下來，作為15072 工作面的回風巷使用，以達到減少巷道掘進率和緩解采掘接替壓力的目的。

2 底分層沿空留巷切頂卸壓原理和鉆孔參數

2.1 15032 運輸巷頂板鉆孔窺視和頂板巖性分析

在15032 運輸巷施工2 個頂板鉆孔窺視孔分別為窺1#和窺2#，部分鉆孔現場成像圖如圖3。根據窺視結果得出，頂板3 m 以下范圍為破碎層，3～5 m 范圍裂隙較發育，5～8.5 m 范圍裂隙較少，8.5 m 以上頂板巖層較為完整。

通過實驗室巖石力學試驗可得到各巖層巖體的密度ρ、彈性模量E、泊松比μ、單軸抗壓強度σc，實驗室測得的采區內煤層未開采區域的煤巖體物理力學參數見表1。

2.2 切頂卸壓原理

根據表1 可知15032 工作面頂板巖性整體為中硬，因此可采用“三下”采煤規程中的計算公式估算頂分層和底分層的垮落帶和裂隙帶高度[17，20]。

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

式中：∑M 為累計采高，m；Hc為垮落帶高度，m；Hl為裂隙帶高度，m。

分別將頂底分層累計采高代入式（1）和式（2）得到頂分層垮落帶和裂隙帶高度范圍分別為6.5～10.9 m 和29.1～40.0 m，底分層垮落帶和裂隙帶高度范圍分別為9.6～13.0 m 和43.1～54.7 m，根據礦前期相鄰工作面的井下仰斜分段注水法和鉆孔電視觀測法的結論，頂分層回采后實測垮落帶高為10.6 m，裂隙帶高為41.2 m，按比例推算底分層回采后，垮落帶高度約為13 m，裂隙帶高度約為52 m。

根據頂板鉆孔窺視結果可知頂板5 m 以上范圍裂隙較少，但采用仰斜分段注水法觀測兩帶時此范圍的水遺失量較大，證明頂板5 m 以上的垮落帶巖塊塊體較大，垮落帶和下部裂隙帶中體積較大的巖塊對底分層沿空留巷影響較大。

由礦資料可知，15031 工作面長度為111 m，15051 工作面長度為105 m，工作面寬度和基本頂厚度之比大于10，因此可以用采場薄板假設理論分析頂板的垮落變形，按照采場薄板假設理論及相關研究和試驗已經證明采場回采后基本頂會出現O-X型破斷[21]，O-X 型破斷分為橫X 型、X 型、豎X 型，2個工作面長度遠大于其基本頂初次來壓步距長度，因此15031 和15051 工作面回采時基本頂的破斷形式為橫X 型，頂分層回采后基本頂破斷形態如圖4。頂分層基本頂斷裂后會形成1、2、3 塊體，基本頂在煤層走向方向會形成大范圍的“砌體梁”結構，在煤層傾斜方向也會根據不同的破壞形式形成相應的鉸接結構，采空區重新壓實后裂隙主要分布在采空區周圍一定范圍[22]，采空區中部裂隙會重新壓實并出現應力集中區，由垮落帶的高度推算結果可得出厚度2.5 m 的細粒砂巖層為底分層下位關鍵層，由頂板鉆孔窺視結果可以看出此范圍的巖體較為完整，可認定其為圖4 中的塊體1，因此，此關鍵層對底分層15032 運輸巷沿空留巷過程影響較大，可考慮實施切頂卸壓措施，將其定為切頂的目標層位。

圖4 頂分層回采后基本頂破斷示意圖Fig.4 Schematic diagram of basic roof fracture after top layer mining

密集鉆孔切頂卸壓示意圖如圖5。底分層工作面開采后巷道頂板巖層垮落帶以“給定載荷”的形式作用在巷道支架上，施加“給定載荷”的巖層包括頂分層垮落帶體松散巖層，和底分層回采后頂分層裂隙帶底部轉變為的垮落帶巖體[17]。頂分層回采時，基本頂為頂板4.9 m 之上的砂質泥巖，此為頂分層的下位較硬的關鍵層在底分層回采時變為垮落帶巖層，但會形成一定長度的懸頂結構，懸頂結構會增加底分層沿空留巷過程中頂板巖體“給定載荷”的壓力，可采用適當的切頂卸壓技術，減小懸頂結構，同時切頂后可以切斷采空區基本頂和巷道頂部基本頂間的力學聯系，減少的基本頂底部圖5（b）中C 巖塊垮落時對D 巖塊的摩擦力[23]，從而減小巷道支架所受到的圍巖壓力。

圖5 密集鉆孔切頂卸壓示意圖Fig.5 Pressure relief diagrams of dense boreholes cutting roof

2.3 切頂方式選擇

在現場進行爆破切頂試驗時，由于爆破孔易塌易堵，預裂爆破切頂無法實現，由理論分析可知切頂層位最低要達到細粒砂巖層之上，因此可采用密集鉆孔法弱化頂板，密集鉆孔弱化帶會增加頂板彎曲變形時的拉應力的應力集中，使得弱化帶容易受到拉伸破壞，形成裂隙并發生斷裂，同時，密集鉆孔可以吸收直接頂的擴容變形，減少一部分巷道的形變量，達到切頂卸壓的效果。密集鉆孔弱化法有著成本低、施工方便、對生產系統影響較小等優點。

2.4 數值模擬

2.4.1 模擬模型

用三維離散元數值模擬軟件3DEC 建立模型，按照頂分層回采前的地質條件進行模擬，為了簡化計算，工作面煤層走向方向取1 m，15032 工作面取下半部分，模型大小為：長×寬×高=230 m×1 m×130 m，數值模擬模型示意圖如圖6。x、y 軸方向側壓系數都為1，y 軸方向為垂直圖面向里，模型采用Mohr-Coulomb 本構模型，在x 軸方向兩側邊界限制x 軸方向的位移，在y 軸方向的兩側限制y 軸方向位移，在底部邊界限制z 軸方向的位移，在頂部施加8.8 MPa 垂直向下的壓應力代替頂部巖層的作用力。

圖6 數值模擬模型示意圖Fig.6 Schematic diagram of numerical simulation model

2.4.2 參數取值

3DEC 模型參數可分為2 種。一種為塊體（Block）參數：體積模量K、剪切模量G、黏聚力Cb、內摩擦角φb、抗拉強度σtb；另一種為節理（joint）參數：法向剛度Kn、剪切剛度Ks、黏聚力Cj、內摩擦角φj、抗拉強度σtj。模型參數需要根據表1 值進行計算并進行調整，使得模擬中頂分層回采后垮落帶和裂隙帶的高度和實測數據相近。最終塊體和接觸面的物理力學參數見表2。

密集鉆孔參數設置：為更好的模擬切頂效果需要設置1 個鉆孔切割節理面，節理面所在平面是所有鉆孔軸線共同構成的面，此節理面只設置在鉆孔深度范圍內，節理的黏聚力、內摩擦角、抗拉強度設置為和其所在層位的塊體的相同，其余參數和表2中的相同。

表2 煤巖體和接觸面物理力學參數表Table 2 Mechanical parameters of coal rock mass and contact surfaces

2.4.3 數值模擬試驗的合理性判斷

工作面回采后垮落帶巖層呈無規則垮落，并且巖塊排列不整齊，回采結束后采空區中部裂隙重新壓實，裂隙帶的裂隙分布在采空區邊緣一定范圍內。數值模擬實驗中頂分層回采后裂隙分布如圖7，由圖7 可以看出，頂板之上11 m 范圍內，塊體垮落無規則排列不整齊且裂隙較多，可認定為垮落帶范圍，15031 和15051 工作面采空區邊緣的裂隙發育最高為55 m，可認為此范圍為裂隙帶高度。此數值模擬中的兩帶高度和實測結果接近，可認定數值模擬模型和參數的準確性。

圖7 頂分層回采后裂隙分布圖Fig.7 Fracture distribution diagram after mining the roof layer coal seam

2.5 密集鉆孔參數分析與優化和切頂卸壓效果

2.5.1 密集鉆孔參數

設定鉆孔和水平面夾角為α，如圖5（a）。由于古漢山礦現有的鉆機型號限制，密集鉆孔直徑定為50 mm；鉆孔布置方式采用單排直線布置；由于現場條件限制，鉆孔開孔位置在頂板距上幫300 mm 處；鉆孔方位角和巷道軸線夾角為90°；鉆孔傾斜角度、深度、間距需要進一步分析優化確定。

2.5.2 鉆孔傾斜角度優化和密集鉆孔切頂卸壓效果

由于切頂高度大于直接頂厚度，此時直接頂范圍內巖體比較容易垮落，而基本頂關鍵巖塊（如圖5中的C、D、E）則會在水平壓力的作用下相互咬合形成穩定的鉸接結構，當α 角偏小時，采空區側下沉的頂板巖塊對巷道上方頂板的摩擦力較小，采空區頂板更容易垮落，但頂板可能出現懸臂梁結構增加不利于巷道維護；如果α 角增大，巷道上方的懸臂梁結構會減小，但采空區側頂板巖塊對巷道上方巖塊的摩擦力將增加，而且還有可能對錨索錨固作用造成一定破壞，因此不利于巷道的維護，通常切頂線需要向采空區側偏一定角度[24-25]。

為驗證密集鉆孔弱化法切頂卸壓效果，以及確定最優的鉆孔角度，分別做無密集鉆孔、鉆孔α 角為70°、80°、90° 4 組數值模擬試驗。為確保不同角度下鉆孔弱化帶切割頂板層位相同，不同角度的鉆孔終點均在細粒砂巖和泥巖的交界處；鉆孔間距（中-中）都設為200 mm，鉆孔直徑為50 mm，鉆孔軸向方位角和巷道軸向夾角為90°。最終的垂直位移云圖如圖8，無密集鉆孔、鉆孔角度為70°、80°、90°的巷道頂板下沉量分別為504、494、262、315 mm，實體煤幫收縮量分別為279、279、177、197 mm。

圖8 不同鉆孔α 角度垂直位移云圖Fig.8 Vertical displacement at different borehole α angles

通過對比可知，鉆孔傾斜角度為80°和90°時都有一定的切頂卸壓效果，驗證了密集鉆孔切頂卸壓的必要性，且鉆孔傾斜角度為80°時巷道的變形量最小，因此鉆孔的傾斜角度選為80°。

2.5.3 鉆孔深度優化

切頂高度在一定范圍增大時，采空區頂板垮落會更充分，垮落帶對基本頂的承載能力會更好，但切頂高度過大時會增加施工難度，且可能破壞基本頂的平衡結構。

為確定最優的鉆孔深度，分別做鉆孔深度為16、18、20、22 m 4 組數值模擬試驗，最終的垂直位移云圖如圖9，孔深度為16、18、20、22 m 的巷道頂板下沉量分別為504、262、269、280 mm，實體煤幫收縮量分別為279、177、189、194 mm。由圖9 對比可知，鉆孔深度為18 m 時巷道變形量最小，大于18 m后，巷道的變形量，出現了小幅度的增加，因此鉆孔傾斜角度為80°時鉆孔深度定為18 m。

圖9 不同鉆孔深度垂直位移云圖Fig.9 Vertical displacement with different borehole depths

2.5.4 鉆孔間距分析優化

鉆孔間距越小對切頂卸壓越有利，但鉆孔間距過小將無法正常進行施工。分別做鉆孔間距（中-中）為150、200、250、300、350 mm 的5 組數值模擬試驗進行對比，對每組試驗中巷道表面位移量進行監測，最終監測結果如圖10，5 組試驗巷道頂板下沉量分別為273、262、387、420、478 mm，實體煤幫巷道收縮量分別為172、177、188、228、302 mm。由圖10 對比可知，密集鉆孔切頂可以起到明顯卸壓效果。鉆孔間距為150 mm 和200 mm 的結果相差不大，且比其他3組的巷道收縮量小，因此，鉆孔間距可取為200 mm。

圖10 不同鉆孔間距巷道表面位移曲線Fig.10 Displacement curves of roadway surrounding rock with different spacing of boreholes

3 工程實踐

3.1 切頂方式和鉆孔參數及巷道補護強度

1）切頂方式選擇。在現場進行爆破切頂試驗時，由于爆破孔易塌易堵，預裂爆破切頂無法實現，由理論分析可知切頂層位最低要達到細粒砂巖層之上，因此可選采用密集鉆孔法弱化頂板，密集鉆孔弱化帶會增加頂板彎曲變形時的拉應力的應力集中，使得弱化帶容易受到拉伸破壞，形成裂隙并發生斷裂，同時，密集鉆孔可以吸收直接頂的擴容變形，減少一部分巷道的形變量，達到切頂卸壓的效果。密集鉆孔弱化法有著成本低、施工方便、對生產系統影響較小等優點。

2）鉆孔參數選擇。由于施工設備和生產系統的限制，并且為了施工方便，設定鉆孔排列方式為單排直線布置，鉆孔軸線方位角和巷道軸線夾角為90°，鉆孔直徑為50 mm，鉆孔的開口位置在頂板距上幫300 mm 的位置，孔深度為18 m。密集鉆孔需要超前工作面80 m 完成施工。

3）巷道補強支護。為了保證沿空留巷過程中巷道支架能提供足夠的切頂支護阻力、巷道圍巖的穩定性和留巷的安全性，需要對巷道進行補強支護，工程實踐中巷道的支護參數和數值模擬中相同，巷道補強支護示意圖如圖11。頂板和實體煤幫補強錨索梁需要超前采煤工作面80 m 完成施工，在留巷滯后15～30 m 范圍內施工采空區幫錨索梁。

圖11 巷道補強支護示意圖Fig.11 Schematic diagrams of roadway reinforcement support

3.2 巷道表面位移監測

采用“十字布點法”監測巷道表面位移，距開切眼100 m 的測站巷道位移觀測曲線如圖12。

圖12 巷道表面位移觀測曲線Fig.12 Observation curves of roadway surrounding displacement

留巷前巷道在距工作面80～100 m 范圍位移量和位移縮率較小，在距工作面25～80 m 范圍內，由于采煤工作面超前支撐壓力影響，工作面前方煤體中出現壓力增高區，此階段巷道表面位移速率有所增加，采空區幫的位移速率最大。從距工作面100～0 m 過程中，巷道頂板下沉量為136 mm，底鼓量為27 mm，實體煤幫收縮量為54 mm，采空區幫收縮量為104 mm，頂底收縮量為163 mm，兩幫收縮量為158 mm。

留巷后從距工作面0～200 m 過程中，巷道實體煤幫收縮量為105 mm，采空區幫收縮量為393 mm，頂板下沉量為220 mm，底鼓量為161 mm，頂底收縮量為382 mm，兩幫收縮量為498 mm。留巷后0～100 m 范圍巷道收縮速率較大，100～175 m 范圍內巷道收縮速率逐漸減小。175 m 后巷道收縮速率穩定并趨近于0。巷道從回采前距工作面100 m 至留巷后200 m 過程中，兩幫總收縮量為656 mm，頂底總收縮量為545 mm。

通過觀察巷道表面位移，巷道兩幫總收縮量為656 mm，頂底收縮量為545 mm。留巷穩定后，巷道采空區側出現工鋼柱彎曲和頂錨索松弛，需要在留巷后20 m 范圍內對錨索重新進行拉拔改善支護效果，巷道變形后的狀態仍符合通風、行人、排水和運輸的安全需求，回采結束后通過對巷道進行適當巷修即可作為下一個工作面的回風巷正常使用。