不等長工作面沿空留巷圍巖控制及礦壓規律分析

馮子涵

(陜西陜煤黃陵礦業有限公司雙龍煤礦，陜西 延安 727300)

0 引言

切頂卸壓沿空留巷是基于切頂短臂理論，通過在回采巷道的采空側定向切頂，切斷巷道與采空區部分頂板巖層的應力傳遞，利用礦山壓力使采空區頂板自行切落并形成巷幫，實現無煤柱采煤[15]。多年來國內學者從不同的角度對切頂沿空留巷理論進行了研究，并開展了廣泛的應用。婁慶楠等[6]提出了高強度固幫切頂成巷方法，該技術有效降低了巷道收斂變形，巷道表面位移減小約34%；陳金明[7]基于巖梁力學結構和幾何關系，推導出了頂板合理切縫角度等切縫參數的理論表達式，并得到井下試驗驗證；陳金宇[8]采用水力壓裂頂板卸壓與柔膜袋充填混凝土巷旁支護相結合的方法對沿空留巷進行圍巖控制，結果表明該協同控制技術極大改善了沿空留巷的圍巖應力環境，保證了巷道的安全使用；白銘波等[9]為解決韓家灣煤礦采掘接替緊張狀況，在基于切頂參數、裝備、圍巖控制等研究成果基礎上，提出了一套適用于韓家灣煤礦的沿空留巷工藝。總的來說，我國沿空留巷圍巖控制技術等相關理論的研究取得了一定的成果，但在實際應用過程中，不同的地質開采條件下沿空巷道圍巖變形問題仍然突出[1012]。因此，基于雙龍煤礦201綜采工作面沿空留巷的工程應用，本文從沿空留巷切頂參數優化設計、支護-改性雙重圍巖控制機制等研究著手，為雙龍煤礦突破傳統采煤工藝、提高采出率提供與地質開采條件相適應的技術體系，保障雙龍煤礦沿空留巷首采工作面的安全高效回采。

1 工程背景

雙龍煤礦201綜采工作面為二盤區首采工作面，201綜采工作面位于二盤區輔助運輸大巷北側、東鄰井田邊界，西鄰202綜采工作面(未開采)，201綜采工作面距地表垂直埋深190～330 m。地面標高為+1 020 m至+1 170 m。201綜采工作面共布置3條巷道，2條進風巷和1條回風巷，利用201輔助運輸巷道進行切頂卸壓沿空留巷，如圖1所示。201綜采工作面設計長度為1 910 m，可采長度為1 760 m，巷道均為矩形。其中，201主運輸順槽、輔助運輸順槽、回風巷規格均為5.0 m×2.9 m，掘進斷面為14.5 m2；201切眼規格為7.0 m×2.9 m，掘進斷面為20.3 m2，支護方式為錨網索支護。

圖1 201綜采工作面采掘平面圖Fig.1 Tunneling plan of 201 fully mechanized mining face

基本頂為細粒砂巖，厚度為3.2～6.67 m，主要由石英、長石組成，含有暗色礦物及云母片，具細水平、透鏡狀及不規則層理，含植屑化石，均一致密堅硬，分選性較好，局部充填有石膏細脈，普氏系數4～6，為堅硬巖石。直接頂為粉細砂巖與泥巖互層，厚度為1.17～10.93 m，灰黑色黑色水平層理，斷面平坦，含黃鐵礦薄膜及植物化石碎屑，普氏系數4～6，為堅硬巖石。直接底為泥巖，厚度為0.7～9.66 m，深灰色，團塊狀，含植物根莖化石，具有擦痕，含FeS2薄膜，普氏系數2～4，為較堅硬巖石。

2 沿空留巷方案優化設計

2.1 頂板切縫預裂參數設計

采用雙向聚能爆破預裂技術，將特定規格的炸藥裝在2個設定方向有聚能效應的聚能裝置中，炸藥起爆后，炮孔圍巖在非設定方向上均勻受壓，而在設定方向上集中受拉，依靠巖石耐壓易拉的特性，使巖石按設定方向拉裂成型，從而實現被爆破體按設定方向張拉斷裂成型。預裂切縫深度(H縫)臨界設計公式為

H縫=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(K-1)

(1)

式中，ΔH1為頂板下沉量，0.1 m；ΔH2為底鼓量，0.1 m；K為碎脹系數，取1.3～1.5。根據雙龍煤礦頂板圍巖的物理力學特性以及臨近工作面圍巖變形特征，取K為 1.3；頂板下沉量ΔH1取值0.1 m；底鼓量ΔH2取值0.1 m。另201綜采工作面平均煤層厚度為2.4 m，將數據代入臨界設計公式計算可得切頂孔深度為7.3 m，故取切縫孔深度為7.5 m。

結合類似礦區工程經驗，設計頂板切縫孔深度為7.5 m，切縫孔距巷道沿空留巷側200 mm，與鉛垂線夾角為10°，切縫孔間距為500 mm。待201綜采工作面回采至距回風巷煤柱側40 m時，在201輔助運輸巷道頂板距煤柱側幫200 mm位置處，平行巷道施工切縫孔(施工長度為30 m)，然后垂直巷道延續施工至采空區側，轉至201輔助運輸巷道采空區側，切縫孔距幫200 mm，平行于巷道延續向外施工，如圖2所示。雙向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外徑為42 mm，內徑為36.5 mm，管長1 500 mm。聚能爆破采用二級煤礦乳化炸藥，采用炸藥規格為φ32 mm×200 mm/卷。

圖2 沿空留巷切頂眼示意Fig.2 Schematic diagram of gob-side entry retaining and roof cutting hole

2.2 沿空留巷支護參數設計

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩定性，對巷道頂板以及煤柱側采用讓壓錨索、普通錨索(φ21.8 mm×9 300 mm鋼絞線)、幫錨進行補強支護。工作面推進過程中，不同位置巷道受采動影響不同。工作面超前段會受到超前壓力的影響。工作面開采后，頂板開始垮落，且從垮落到穩定需要一定的時間，因此距工作面較近的架后區域不僅要進行頂板支護，還需進行擋矸支護。隨著工作面繼續推進，當巷道距工作面較遠時，頂板運動基本趨于穩定，此時可將架后臨時支護的設備前移，只進行擋矸支護噴漿封閉即可。將留巷段附近劃分為3個區。超前支護區(工作面前方20 m)，后巷臨時支護區(架后0～200 m)和后巷穩定區(架后200 m之后)，不同分區根據需要采取不同支護措施，如圖3所示。

圖3 沿空留巷三區示意Fig.3 Schematic diagram of the three zones of gob-side entry retaining

超前支護區采用型號為DW31.5-200/100型單體支柱配合型號為HDJB-1200型鉸接頂梁支護巷道頂板。后巷臨時支護區采用三排“單體液壓支柱+鉸接梁”方式對頂板進行加強支護。待后巷穩定區趨于穩定狀態后，回收后巷單體支柱。

2.3 注漿改性材料及性能分析

為了降低巷道頂板下沉量，保證頂板的穩定性和整體性，決定對巷道頂板圍巖進行注漿改性，注漿材料選用雙組分無機加固材料，其是結合高分子加固材料和單液無機加固材料的優點而研發出來的。該材料不僅具有高分子加固材料反應速度快、凝固時間短、擴散性好、強度高等優勢，還具有無機加固材料反應溫度低、成本低、安全性好等特點。其具體性能指標參數為，流動度205 mm；單組份存放時間大于2 h；初凝時間30～120 s；終凝時間9 min；2 h強度為12.5 MPa；4 h強度為19.5 MPa；1 d強度為25.7 MPa；28 d強度為38.6 MPa。

201綜采工作面輔助運輸巷沿空留巷寬度為4.6 m，設計布置兩排注漿孔，注漿孔呈三花布置，注漿孔深度為7 000 mm，孔徑為42 mm，間排距1 500 mm×1 500 mm，煤壁側鉆孔距煤壁距離1 100 mm，以15°角向煤壁側打設，如圖4所示。

圖4 注漿改性鉆孔方案設計示意Fig.4 Schematic diagram of design of grouting modified drilling scheme

3 沿空留巷礦壓及圍巖變化規律分析

隨著工作面的推進，在201綜采工作面輔助巷道即沿空留巷設置2個測站，對錨索、錨桿、覆巖離層以及圍巖表面變形等進行監測。

3.1 錨桿(索)受力分析

錨索受力變化如圖5所示，可知輔助巷1 150 m、750 m位置處錨索受力隨工作面推進均可分為超前增加段、滯后下降段以及滯后穩定段。錨索受力峰值位置分別在滯后階段4 m、6 m處，受力大小均為323 kN。綜合數據分析，測點滯后工作面頂板影響最大范圍為280 m，測點超前工作面頂板影響范圍約為50 m，即[-50 m，280 m]，影響頂板范圍為330 m。由圖6可知，輔助巷1 150 m、750 m位置處錨索受力隨工作面推進均可分為超前增加段、滯后下降段以及滯后穩定段。錨索受力峰值位置分別在滯后階段5 m、10 m處，受力大小分別為73 kN、84 kN。綜合數據分析，滯后工作面頂板影響最大范圍為160 m，超前工作面頂板影響最大范圍為50 m，即[-50 m，160 m]，影響頂板范圍為210 m。

圖5 錨索受力變化曲線Fig.5 The force change curve of the anchor cable

圖6 錨桿受力變化曲線Fig.6 The force change curve of the anchor rod

3.2 圍巖變形分析

由圖7可知，輔助巷1 150 m、750 m位置處深基點位移隨工作面推進均可分為超前增加段、滯后下降段以及滯后穩定段。深基點離層位移最大位置分別在滯后階段8 m位置處和超前階段10 m位置處，離層量大小分別為47 mm、49 mm；而輔助巷1 150 m、750 m位置處淺基點位移隨工作面推進基本保持平穩變化。綜合數據分析，淺基點滯后工作面影響頂板變化最大范圍為8 m，淺基點超前工作面影響頂板變化最大范圍為10 m；深基點滯后工作面影響頂板變化最大范圍為13 m，深基點超前工作面影響頂板變化最大范圍為63 m，分析出現該現象的原因可能為淺基點范圍內圍巖整體發生移動，內部離層量相對較小。

圖7 頂板離層深、淺基點位移曲線Fig.7 The displacement curves of the deep and shallow base points of the roof separation layer

由圖8可知，分別選取影響范圍測點超前工作面取最大值，滯后工作面取最大值作為參考區間，綜合數據分析得出滯后工作面頂板影響最大范圍為80 m，超前工作面頂板影響最小范圍為13 m；頂底板累計相對移近量值最大為940 mm，兩幫收斂量值最大為580 mm。

圖8 圍巖表面位移曲線Fig.8 Displacement curve of surrounding rock surface

綜合201綜采工作面沿空留巷錨桿(索)受力、頂板離層、巷表位移等分析結果可知：滯后工作面280 m范圍內為動壓區。超前工作面50 m為超前應力影響區，因此201綜采工作面超前支護長度應不小于50 m。滯后工作面280 m范圍外為穩定區。

4 結論

(1)頂板上覆巖層為較硬砂巖時，裝藥結構為“4+3+3+2”；頂板上覆巖層較軟時，裝藥結構為“4+3+2+1”。

(2)根據雙龍煤礦的具體生產實際，結合工程研究成果，確定201綜采工作面輔助運輸巷道采用超前預裂爆破切頂卸壓，單體液壓支柱+鉸接梁+注漿改性+恒阻錨索等多重圍巖控制技術。

(3)滯后工作面280 m范圍內為動壓區，280 m范圍外為穩定區；超前工作面50 m為超前應力影響區，超前支護長度應不小于50 m。