安居煤礦5307 工作面切頂沿空成巷技術研究

蔣凌強

（濟寧礦業集團有限公司安居煤礦，山東 濟寧 272000）

沿空留巷是為了防止在回采中留置煤柱引起煤的損失，保留上一區段工作面上順槽，使其成為下一工作面的下順槽。通過研究沿空留巷圍巖的變形規律，提出合適的支護方案進行巷內巷旁支護。沿空留巷在一定程度上提高了煤炭的整體回收率和采收率。盡管我國一些專家學者及現場的技術人員在沿空留巷無煤柱開采技術方向進行了大量的探索和實踐[1-6]，采用實地考察、應力測試、實驗探究以及巖層狀況分析等方法，利用高預應力主動支護、注漿支護、加強巷道兩幫和頂板支護，在沿空留巷圍巖變形控制方面具有明顯作用。但對于超千米埋深中厚煤層沿空留巷無煤柱開采，由于受埋藏深度等因素的影響，留巷維護技術及巷道支護設計仍面臨嚴峻挑戰。該文章以安居煤礦5307 工作面的具體工程地質條件為研究背景，對切頂卸壓沿空成巷展開研究，并制定科學有效巷道支護方案。

1 工程概況

安居煤礦5307 工作面位于五采區，工作面地質結構較為簡單，西北-西南部為FX24 斷層，東南部為FD1-1 斷層保護煤柱。工作面附近還發育FD33（落差0～3 m）、FD37 斷層（落差0～9 m）。主采3上煤，煤層賦存形態為西南傾向，平均傾角為7°，煤厚1.7～2.4 m，平均為2.0 m，煤層可采系數為100%，屬較穩定煤層。5307 工作面長476 m，寬150 m，面積約71 400 m2。煤層頂板主要由粉砂巖、中砂巖和泥質砂巖構成，底板主要由泥質砂巖構成。5307 工作面的軌道順槽切頂留巷長度480 m。

2 切頂卸壓碎脹充填技術

2.1 切頂卸壓碎脹特性試驗

采用側限壓縮試驗對不同粒徑破碎矸石軸向壓實力學特性進行研究。試樣選取頂板泥巖和砂質泥巖，其中所取試樣均來自煤礦直接頂，將從現場提取的整塊矸石先進行人工破碎后，再通過土工篩對碎矸石進行進一步的粒徑篩分。每種巖性制作7 個試樣，粒徑質量分布見表1。將制備好的破碎矸石巖樣分層放入自制壓實裝置中，記錄壓縮前初始堆積高度，采用MTS 伺服加載試驗機對破碎巖樣進行加載，加載速度為0.04 MPa/s，軸壓達到60 MPa時停止加載。

表1 試樣粒徑質量分布

2.2 單軸側向壓縮應力-應變關系

破碎矸石的應力-應變大致可以分為三個階段：第一個階段為快速壓實階段，當軸壓在巖石抗壓強度0～30%范圍內時，軸向應變隨軸向應力的增加迅速增大，軸向變形量占該階段總變形量的60%以上；第二階段是緩慢壓實階段，當軸壓增加到破碎巖石抗壓強度的30%～100%時，一方面經過早期壓實階段后，碎石結構變得致密，顆粒間的咬合力逐漸增大，從而具備了相當的承載能力和抗變形能力，另一方面由于大量碎石產生破裂或棱角破碎，同時產生大量細粒徑碎石充填裂隙，所以在該階段碎石軸向應變隨軸向的應力增加呈緩慢上升趨勢；第三階段為穩定壓固階段，該階段同總變形量相比，變形量只占10%，軸向變形增長緩慢，其中碎石的變形主要由于顆粒間殘余的微小孔隙之間互相壓縮和碎石本身的彈性變形所造成的。

2.3 破碎矸石碎脹充填特性

通常情況下用碎脹系數K衡量頂板巖石碎脹能力。隨著壓力的增大，破碎巖石碎脹系數變化曲線可分為“急劇減小—緩慢減小—穩定”三個階段。泥巖連續級配巖樣N-1、N-2、N-3、N-4 初始碎脹系數分別為1.89、1.89、1.87 和1.90，穩定碎脹系數分別為1.16、1.14、1.11 和1.10。砂質泥巖連續級配巖樣SN-1、SN-2、SN-3、SN-4 初始碎脹系數則分別為1.82、1.87、1.87 和1.87，穩定碎脹系數分別為1.09、1.08、1.10 和1.06。由此可以發現，相同巖性特征的連續級配破碎巖石初始碎脹系數和穩定碎脹系數十分相似，但由于軸向壓力的增加，碎脹系數越來越小，但是總體來說相同軸向壓力條件下連續級配巖樣碎脹系數值相差不多，說明碎石粒徑越小，碎脹系數越大，即碎脹體積越大。

3 切頂卸壓關鍵參數設計

3.1 NPR 恒阻大變形錨索支護參數設計

本次設計中在原有支護設計上，又選擇了直徑為21.8 mm、外徑為72 mm 的恒阻大變形錨索，以及長度500 mm、恒阻值為（33±2）t 的恒阻器，設定預緊力大于等于28 t。通過對5307 工作面的圍巖變形力學機制、支護對策分析研究，在5307軌道順槽頂板采用恒阻大變形錨索支護進行補強支護，設計支護方式為：

NPR 恒阻錨索設計布置在5307 工作面軌道順槽處，共2 列。在距切縫鉆孔400 mm（距回采側煤幫500 mm）處布置第1 列，錨索間排距為800 mm；巷道中線處布置第2 列，排距為800 mm。位于同一列中相鄰的錨索，選用W 鋼帶進行連接，規格為3000 mm×300 mm×5 mm（平行于巷道走向）。根據切縫參數和在巷道頂板穩定巖層的位置，選取恒阻錨索規格為9300 mm，在巷道頂板垂直方向布置錨索，預緊力大于等于28 t。

3.2 預裂切縫關鍵參數設計

采用雙向聚能爆破技術實現對工作面頂板的定向切割。應避免巖層破碎引起體積膨脹的高度超出直接頂的厚度，利用有碎脹特性的墊層對上覆巖層進行支撐，以維持基本頂的穩定。因此，當底鼓及頂板下沉的位移忽略不計時，取工作面最高2.4 m計算，可得HF=6.86 m，再考慮頂板巖性等因素，可以確定預裂切縫高度為HF=7 m。

切頂角度是切縫線與垂直線之間的夾角，為了使切縫后的采空區頂板可以順利垮落，切頂角度α要根據該礦實際覆巖結構的特點來進行設計。為了施工方便，α通常取5 的整數倍，如0°、5°、10°、15°、20°等。結合安居煤礦現場情況、施工條件及地質特性綜合分析，可以確定本次切縫角度為15°，切縫孔距回采幫100 mm。

4 切頂卸壓自成留巷工程應用

4.1 巷道圍巖變形規律分析

由于切頂作業，巷道形成懸臂梁結構，巷道表面位移變化具有明顯的非對稱性，為了驗證切頂卸壓技術在現場的應用效果，要求觀測巷道兩幫及巷道頂底板位移變形情況。采取“十字測點法”，于巷道頂底板布置3 組測點，兩幫布置1 組測點，自留巷位置開始，每100 m 范圍內間隔20 m 布置一個測站（共6 個），每100～200 m 范圍內間隔50 m布置一個測站（共2 個），共布置8 個測站，每個測站安裝一個頂底板移近量監測儀。

通過圖1 曲線的計算分析，頂底板移進共包括了三個階段：架后180 m 內為第一階段，該部分與工作面距離較小，在采動影響下造成基本頂回轉下沉，在端頭架后70～180 m，頂底板移進量明顯增大，頂板此時已承受來壓作用；架后180～250 m 為第二階段，頂板未完全穩定，且受矸石壓實產生的動壓的影響，但同第一階段相比，變形較慢；架后250 m 后為第三階段，主動及被動支護與頂板壓力間接近平衡狀態，頂板位移量（即圍巖變形）趨于穩定，不同位置及地質條件稍有差別。通過對比圖1 和圖2 可知，切縫側頂板下沉量＞巷道中部頂板下沉量＞實體煤側頂板下沉量，碎石幫位移量＞實體煤幫位移量，說明巷道圍巖變形情況呈非對稱性。

圖1 頂底板移進量

圖2 兩幫變形量

4.2 成巷效果分析

在采用切頂卸壓自動成巷技術對5307 工作面軌道順槽進行沿空自留成巷作業時，成巷區內的巷道頂板位移量較小，切縫側巷道頂板最大位移量258 mm，平均下沉量197 mm，實體煤幫側最大下沉量198 mm，平均下沉量137 mm，碎石巷道兩側幫無明顯側鼓，實體煤巷道兩幫無明顯片幫現象。整體巷道變形情況符合煤礦安全生產和支護設計的要求，取得了較好的應用效果。

5 結論

（1）單一粒徑破碎巖樣初始碎脹系數明顯大于連續級配碎脹系數，但隨著壓力的增大，碎石顆粒經過多次破碎、壓實等力學行為后，碎脹系數值越來越接近，說明當軸向壓力足夠大時，粒徑級配對巖石碎脹性能的影響逐漸被削弱。

（2）根據5307 軌道順槽實際狀況，確定了NPR 恒阻錨索支護、切頂高度以及切縫角度等關鍵性參數，并對工作面進行分區劃分：超前支護區、架后臨時支護區及成巷穩定區，制定相應的支護設計方案及措施。

（3）通過對巷道圍巖變形監測可知，5307軌道順槽巷道頂底板、兩幫變形量在滯后工作面0～180 m 范圍內變形速度較快，在180～250 m 左右趨勢相對平緩，在250～300 m 左右變形逐漸趨于穩定。切縫側和實體煤側的頂板下沉量相對一致，且變形量較大，而底鼓變形量相對較小。