厚硬頂板沿空留巷切頂參數優化及圍巖控制方法研究

許鑫濤

(晉能控股集團晉圣公司億欣煤業,山西 晉城 048200)

我國地下煤礦開采過程中,厚硬頂板控制問題一直是礦山關注的重點,在工作面回采過后,如果厚硬頂板無法適時垮落易導致懸頂出現[1-3],一旦懸頂突然大規模垮落,將造成工作面在強礦壓作用下發生冒頂事故。為有效解決這類問題,切頂卸壓無煤柱開采技術應運而生[4-5]。大量生產實踐表明,切頂卸壓參數對于留巷的穩定性及切頂卸壓效果具有重要影響[6-8]。為此,以某礦厚硬頂板綜采工作面為工程背景,從理論分析與數值模擬兩方面著手研究了厚硬頂板條件下切頂參數的優化方法,并提出了厚硬頂板沿空巷道圍巖控制方法,為此類條件下沿空巷道切頂卸壓技術的應用及巷道圍巖控制提供理論及技術指導。

1 工作面概況

某礦XV2314綜采工作面主采15號煤層,煤層平均厚度為2.55 m,平均傾角為5°,工作面長度為1 980 m,工作面基本頂為石灰巖,f=15～17,平均厚度為8.2 m,屬于典型的厚硬頂板條件,工作面綜合柱狀圖見圖1.XV2314工作面北部為XV23141巷,西部為東軌道大巷,南部為XV2315工作面。XV2314工作面布置情況見圖2.

圖1 工作面綜合柱狀圖

圖2 XV2314工作面布置圖

工作面采用切頂卸壓自成巷無煤柱開采工藝,即對XV23142巷(回風巷)采取切頂卸壓沿空留巷方式,將其作為XV2315工作面的運輸巷,巷道斷面尺寸為寬×高=5 m×3.5 m,切頂高度7 m,切頂角度10°.由于XV2314綜采工作面頂板厚硬,切頂參數的不合理,導致沿空留巷頂板壓力大,以及留巷采空區側大面積懸頂,加劇了巷道圍巖變形的發展,不利于工作面安全回采。為此,研究厚硬頂板條件下沿空巷道合理切頂卸壓參數及圍巖控制方法,對實現工作面安全高效回采至關重要。

2 厚硬頂板留巷切頂力學特性分析

合理切頂卸壓參數的確定主要取決于厚硬頂板在采動壓力作用下能否順利垮落,對于厚硬頂板,可以將采空區頂板看作是懸臂梁結構,懸頂部分承受的載荷將均勻作用在懸臂梁上。為研究切頂卸壓參數與厚硬頂板間的力學關系,建立厚硬頂板留巷切頂力學分析模型如圖3所示。

圖3 厚硬頂板留巷切頂力學分析模型

工作面回采過后,采空區上方頂板在采動壓力影響下將發生垮冒,為滿足厚硬頂板沿切頂面實現完全垮落,切頂面上部的未實施切頂的厚硬頂板所受的拉應力應滿足以下關系[9]:

σu>σt

(1)

式中:σu為未切頂部分基本頂拉應力,MPa;σt為基本頂抗拉強度,MPa.

其中:

(2)

式中:Mu為未切頂部分彎矩,N·m;Wu為未切頂部分抗彎系數。

未切頂部分的彎矩及抗彎系數計算式如下:

(3)

(4)

式中:q為厚硬頂板承受載荷,N/m;x4為未切頂面邊緣到懸臂梁端部的間距,m;ρ為厚硬頂板的密度,kg/m3;d2為基本頂厚度,m;h1為未切頂面高度,m.

x4與h1可由下式確定:

(5)

式中:x1為塑性區寬度,m;x2為巷道寬度,m;x3為切頂面水平投影寬度,m;x5為塑性區邊緣到懸臂梁端部間距,m;d1為直接頂厚度,m;h為切頂高度,m;α為切頂角度,°.

其中x5的確定方法如下:

(6)

式中:l為基本頂周期來壓步距,m;L為工作面長度,m.

將公式(3)～(6)帶入公式(2)可得:

(7)

根據該礦實際工作面賦存條件,x1=4.5 m,x2=5 m,x3=htanα,l=14.5 m,L=1 980 m,q=0.2 MPa,ρ=2 560 kg/m3,d2=8.2 m.將相關參數帶入上式可得:

(8)

由公式(8)可以看出,對于未切頂部分厚硬頂板所受拉應力大小與切頂高度及切頂角度密切相關。將礦山原用切頂高度7 m、切頂角度10°帶入公式(8)計算得:σu=1.73 MPa.而厚硬基本頂抗拉強度為2.6 MPa,計算值小于厚硬基本頂的抗拉強度,導致懸頂問題出現。為此,只有兩個切頂參數合理優化匹配,才能夠確保頂板所受拉應力大于其抗拉強度,使頂板順利垮落。

3 切頂參數優化數值模擬分析

3.1 數值模型構建

通過前述理論分析,切頂高度與切頂角度對于厚硬頂板的垮落條件具有顯著影響,為得到合理切頂參數值,研究采用Flac3D數值軟件對厚硬頂板切頂參數的合理值進行分析。所構建的數值模型尺寸為長×寬×高=240 m×240 m×110 m,模型底部及四周進行位移約束,上部施加載荷等效上覆巖層自重,巖體力學參數見表1.

表1 巖體力學參數

3.2 數值結果分析

1) 切頂高度模擬結果。研究選取切頂高度分別為8 m、9 m與10 m進行數值模擬分析,模擬結果見圖4～圖6.當切頂高度為8 m時,沿空巷道煤幫內存在明顯的應力集中區域,該區域垂直應力峰值為41.2 MPa,在巷道頂板上方存在顯著的卸壓區,該區域垂直應力峰值為19.6 MPa,見圖4(a),說明切頂可降低頂板上方一定范圍的應力集中程度。此時,巷道頂板垂直位移為286 mm,頂板下沉量較大,見圖4(b)。

圖4 8 m切頂高度模擬結果

當切頂高度為9 m時,煤幫內應力峰值為40.4 MPa,卸壓區垂直應力峰值為18.8 MPa,見圖5(a)。此時,巷道頂板垂直位移為236 mm,頂板下沉得到有效控制,見圖5(b)。

圖5 9 m切頂高度模擬結果

當切頂高度為10 m時,煤幫內應力峰值為40.2 MPa,卸壓區垂直應力峰值為18.4 MPa,見圖6(a)。此時,巷道頂板垂直位移為232 mm,頂板下沉得到有效控制,見圖6(b)。

圖6 10 m切頂高度模擬結果

不同切頂高度下巷道煤幫內垂直應力及頂板垂直位移變化情況見圖7.可以看出,隨著切頂高度的增加,巷道煤柱內垂直應力及頂板垂直位移均呈現減小趨勢。當切頂高度由8 m增加至9 m時,巷道煤幫側垂直應力及頂板垂直位移整體降低幅度較大;當切頂高度由9 m增加至10 m時,巷道煤幫側垂直應力及頂板垂直位移整體降低幅度很小,說明當切頂高度為9 m時,巷道所受應力及垂直位移基本趨于穩定,此時頂板垂直位移為236 mm,在可控范圍內,繼續增大切頂高度將增加切頂施工成本,綜合考慮,確定合理切頂高度為9 m.

圖7 不同切頂高度模擬結果

2) 切頂角度模擬結果。通過前述分析,確定合理切頂高度為9 m,在此高度下研究選取切頂角度分別為10°、15°及20°進行數值模擬分析,模擬結果見圖8～圖10.當切頂角度為10°時,巷道煤幫內垂直應力峰值為41.3 MPa;頂板卸壓區垂直應力峰值為19.6 MPa,見圖8(a)。此時巷道頂板最大垂直位移為275 mm,見圖8(b)。

圖8 10°切頂角度模擬結果

當切頂角度為15°時,巷道煤幫內垂直應力峰值為38.5 MPa;頂板卸壓區垂直應力峰值為17.5 MPa,見圖9(a)。此時巷道頂板最大垂直位移為215 mm,見圖9(b)。

圖9 15°切頂角度模擬結果

當切頂角度為20°時,巷道煤幫內垂直應力峰值為39.3 MPa;頂板卸壓區垂直應力峰值為18.2 MPa,見圖10(a)。此時巷道頂板最大垂直位移為265 mm,見圖10(b)。

圖10 20°切頂角度模擬結果

不同切頂角度下巷道煤幫內垂直應力及頂板垂直位移變化情況見圖11.可以看出,隨著切頂角度的增加,頂板上覆應力集中區及卸壓區內最大垂直應力表現為先減小后增加特征。當切頂角度由10°增加至15°時,巷道煤幫側垂直應力及頂板垂直位移降到最小;當切頂角度由15°增加至20°時,巷道煤幫側垂直應力及頂板垂直位移整體增加。結果表明,持續的增加切頂角度并不能有效保證巷道的穩定,當切頂角度為15°時,一方面有利于采空區矸石的垮落,減小應力集中程度,另一方有利于控制巷道圍巖穩定,頂板最大下沉量降低至215 mm,由此確定合理切頂角度為15°.

圖11 不同切頂角度模擬結果

將切頂高度9 m及切頂角度15°帶入公式(8)計算得,未切頂部分厚硬頂板所受拉應力為5.79 MPa,而基本頂K3石灰巖的抗拉強度為2.6 MPa,表明該切頂參數下厚硬頂板能夠完全垮落,也進一步驗證了數值模擬得到的切頂參數匹配是合理的。

4 沿空巷道圍巖控制方法

對XV23142巷在實施切頂卸壓的同時,還應進一步加強巷道圍巖的控制,以防止厚硬頂板帶來的強礦壓作用導致巷道變形發展。為此,研究提出對沿空巷道實施加強支護的圍巖控制方法。

1) 頂板支護。頂板提出“錨桿索+鋼筋網+梯形鋼筋托梁”組合支護方法,頂錨桿無縱肋螺紋鋼樹脂錨桿,間排距為900 mm×1 000 mm,錨固力不低于126 kN,預緊力矩不低于300 N·m,每排6根,頂幫角位置錨桿與頂板成75°夾角;頂錨索為鋼絞線錨索,間排距為1 200 mm×3 000 mm,由原來的每排2根改為每排4根,預緊力不低于180 kN,張拉結束后利用雙股10號鐵絲纏繞到錨索鎖具下部并連接頂網起防墜作用;同時,在巷道頂部加掛T4600×70/14 80×70的梯形鋼筋托梁,以及型號為GW 4.0/100-2 600 mm×1 600 m的鋼筋網。

2) 兩幫支護。煤幫側錨桿間排距為800 mm×1 000 mm,錨固力不低于126 kN,預緊力矩不低于300 N·m,加掛梯形鋼筋托梁。為避免采空區側矸石涌入沿空巷道,采空側采用“可縮U型鋼+金屬網+單體支柱”組合支護,其中單體支柱采用π型梁與頂板緊固,間排距為1 000 mm×5 500 mm,由此形成統一的支護結構體,巷道支護斷面見圖12.

圖12 巷道支護斷面圖(單位:mm)

5 現場實踐效果

5.1 切頂卸壓效果

研究提出的優化后的切頂參數在XV23142巷進行了現場預裂爆破試驗,現場試驗的10 m孔每孔6根聚能管,第4根聚能管長500 mm,封泥長度為2.5 m,爆破方式為4連孔、間隔1孔,一次起爆8個爆破孔。采用CXK6礦用本安型鉆孔成像儀對爆破過的鉆孔進行窺視,孔內窺視裂縫如圖13所示,裂縫率達到80%以上,切頂效果良好。

圖13 頂板表面切縫連孔效果圖

5.2 巷道圍巖控制效果

為分析沿空巷道圍巖的控制效果,對XV23142巷道頂板及煤幫側位移變化情況進行了現場監測,監測結果見圖14.可以看出,隨著滯后工作面距離的增加,頂板下沉量及煤幫側位移量整體表現為緩慢增加-快速增加-平穩波動變化特征。其中滯后工作面50 m范圍為緩慢增加階段,滯后工作面50～150 m范圍為快速增加階段,滯后工作面150 m以外為平穩波動階段。巷道變形平穩后,頂板最大下沉量為172 mm,煤幫側最大位移量為116 mm,通過現場實測,沿空巷道變形整體可控,保障了工作面安全高效回采。

圖14 沿空巷道變形監測結果

6 結 語

1) 構建了厚硬頂板巷道切頂力學分析模型,確定未切頂部分厚硬頂板所受拉應力大小與切頂高度及切頂角度密切相關,為保證厚硬頂板順利垮落,兩個切頂參數需合理優化匹配。

2) 基于數值模擬分析與理論驗證,在9 m切頂高度與15°切頂角條件下,未切頂部分堅厚頂板所受拉應力大于基本頂抗拉強度,厚硬頂板能夠完全垮落。

3) 對于該礦厚硬頂板,在優化切頂參數基礎上,配合頂板“錨桿索+鋼筋網+梯形鋼筋托梁”補強支護及兩幫“錨桿+可縮U型鋼+金屬網+單體支柱”聯合支護,可實現巷道圍巖的有效控制。

4) 現場實踐結果表明,優化后的切頂參數裂縫率達到80%以上,切頂效果良好;同時,巷道頂板及煤幫側最大位移量分別為172 mm與116 mm,沿空巷道圍巖控制效果顯著,保障了工作面安全高效回采。