寧振其

（霍州煤電集團(tuán)有限責(zé)任公司團(tuán)柏煤礦，山西 霍州 031414）

1 工程概況

9-700綜放工作面屬于特厚煤層綜放工作面。工作面所開(kāi)采的9#煤層，賦存穩(wěn)定，但是結(jié)果比較復(fù)雜，煤層傾角4～24°，平均14°，中煤層，煤層厚度為11.8m，煤層普氏系數(shù)1.44，具有較大硬度。該工作面走向長(zhǎng)度為2340m，傾斜長(zhǎng)度為232m，采煤高度3.2m，放煤高度為8.6m，單向割煤，一采一放，采用單輪順序放煤方式，采放比1：2.69，割煤步距0.8m，放煤步距0.8m。屬于沿空綜放工作面，頂板管理采用全部垮落法。區(qū)段內(nèi)上部為軌道平巷，下部為運(yùn)輸平巷。煤層的單軸抗壓強(qiáng)度為13.4MPa,彈性能量指數(shù)為7.65，頂板彎曲能量指數(shù)為82.13KJ，最終綜合判定為中等程度沖擊傾斜性。對(duì)各個(gè)區(qū)域進(jìn)行評(píng)價(jià)，劃分結(jié)果如圖1，其中紅色區(qū)域?yàn)楦叨任ｋU(xiǎn)區(qū)域，黃色中度危險(xiǎn)，藍(lán)色一般危險(xiǎn)。

原先為處理工作面在的高度危險(xiǎn)沖擊低壓區(qū)域，采用工作面超前大直徑鉆孔預(yù)卸壓措施，工作面剛開(kāi)始開(kāi)采時(shí)，巷道變形量很小，但是進(jìn)入沿空開(kāi)采后，兩幫移進(jìn)量迅速增大1.5～2m,頂?shù)装逡七M(jìn)量超過(guò)1.5m，斷面收縮率達(dá)到了80%，沿空巷道變形失穩(wěn)導(dǎo)致超前支架被擠死或壓死，對(duì)其進(jìn)行更換也解決不了問(wèn)題，嚴(yán)重影響了礦井安全，降低生產(chǎn)效率，因此必須對(duì)該問(wèn)題提出進(jìn)一步的解決措施。

圖1 9-700工作面沖擊地壓危險(xiǎn)區(qū)劃分圖

2 特厚煤層沿空巷道形變機(jī)理分析

以往的研究中，基本頂斷裂的跨度可近似等于周期來(lái)壓步距[1]。9-700工作面老頂周期來(lái)壓的步距在12m到14m之間，則采空區(qū)側(cè)向斷裂的跨度也是12～14m，而在實(shí)際生產(chǎn)中，工作面頂板在側(cè)向25～30m時(shí)處斷裂，長(zhǎng)度近似為周期來(lái)壓步距的兩倍，說(shuō)明側(cè)向頂板發(fā)生了二次破斷。對(duì)巷道圍巖變形量進(jìn)行觀(guān)測(cè)，匯總得到的結(jié)果如圖2所示，巷道頂?shù)装遄罱K移進(jìn)量為2000mm，兩幫移進(jìn)量為3100mm，沿空巷道的變形速度在距離工作面65m左右開(kāi)始劇增。

由沿空巷道表面位移觀(guān)測(cè)結(jié)果，以及上覆巖層鉸接梁穩(wěn)定性的分析，可知導(dǎo)致巷道變形劇增的主要機(jī)理是頂板發(fā)生二次側(cè)向破斷回轉(zhuǎn)所引發(fā)。圖3所示為典型的直接頂、老頂形成的鉸接巖梁自穩(wěn)結(jié)構(gòu)，圖中A、B、C為鉸接點(diǎn)，沿空巷道采掘完成后，直接頂對(duì)于老頂?shù)闹畏逯稻嚯x空巷很近，這種情況存在較大的沖擊危險(xiǎn)性，需要采取有效的卸壓措施。

圖2 回采期間沿空巷道圍巖變形曲線(xiàn)

圖3 沿空巷道沖擊、大變形機(jī)理示意圖

3 厚煤層沿空巷道頂板二次斷裂力學(xué)機(jī)理

根據(jù)圖2煤層頂板的結(jié)構(gòu)建立二次破斷的力學(xué)模型[2]，如圖3所示。設(shè)已斷裂頂板長(zhǎng)度為c1m，即將斷裂的巖塊長(zhǎng)度為c2（m），厚度均為ME（m），巖體容重為γE（N/m3）,下方煤體退巖層的支撐力為n,超前支撐壓力簡(jiǎn)化為均布在和載荷q。已破斷巖塊下的煤體，由于受空巷開(kāi)掘的影響，及其裂隙節(jié)理的發(fā)育，致使其承載力很小，其支撐力可忽略不計(jì)。θ為即將破斷巖塊的回轉(zhuǎn)角，現(xiàn)就巖塊Ⅱ、Ⅲ進(jìn)行受力平衡分析，其圖解如圖4，將頂板對(duì)煤層的均布載荷簡(jiǎn)化為Q，煤層對(duì)頂板的支撐力簡(jiǎn)化為N，巖塊Ⅱ通過(guò)鉸接點(diǎn)B傳遞給巖塊三的水平擠壓力為P，相應(yīng)的摩擦力F=pf,其中f為接觸面的摩擦系數(shù)。煤層的單軸抗壓強(qiáng)度為[σc]（MPa）。

圖4 側(cè)向頂板二次斷裂力學(xué)模型

圖5 巖塊Ⅱ、Ⅲ的受力平衡分析

巖塊Ⅱ的平衡前提條件是∑MA=0，則

由于G1=MEγEc1，當(dāng)巖梁具有較小的沉降值SA時(shí)，有：

一般情況下SA都要遠(yuǎn)遠(yuǎn)小于巖塊Ⅱ的長(zhǎng)度c1，使tanθ≈θ，則可以將F和P進(jìn)行化簡(jiǎn)：

側(cè)向巖塊Ⅱ其上表面在C處受到最大拉應(yīng)力，因此它發(fā)生破斷的前提就是在C界截面處開(kāi)裂，力學(xué)條件為：

其中[σt]為巖梁的單軸抗拉強(qiáng)度，σ為截面C處實(shí)際所受的拉應(yīng)力，其大小為：

式中，σ1為力系在C處總的拉應(yīng)力；σ2為力系在C處總的的壓應(yīng)力；σ1是由巖梁彎曲產(chǎn)生的，故：

σ2推壓力由巖塊間的水平推力形成，值為：

最終可以得處C點(diǎn)的拉應(yīng)力為：

根據(jù)本采煤工作面的實(shí)際情況，取γE=2.6×104N/m3,c1=c2=15m,ME=12m f=0.1，將數(shù)值代如式（9）得：

1）假如不進(jìn)行9-700工作面的開(kāi)采活動(dòng)，那么沿空巷道就不會(huì)受到采動(dòng)的影響，則其上覆巖塊Ⅲ已經(jīng)形成了穩(wěn)定的鉸接梁結(jié)構(gòu)就不會(huì)斷裂，也不會(huì)對(duì)沿空巷道形成巨大的擠壓力，因此也不會(huì)形成過(guò)度的巷道形變。若在巷道靠近工作面將要開(kāi)采的煤體一側(cè)采取大直徑鉆孔的方法進(jìn)行卸壓后，在煤體破壞前適當(dāng)?shù)慕档土似渖喜康膽?yīng)力集中，防止了工作面開(kāi)采時(shí)頂板破斷形成的沖擊低壓及巷道的過(guò)度形變[3]。

2）當(dāng)開(kāi)采工作面時(shí)，沿空巷道頂板嚴(yán)重受到其采動(dòng)的影響，未破斷的巖塊會(huì)同時(shí)受到工作面的超前支撐壓力和采空區(qū)側(cè)向支撐壓力的共同作用，此時(shí)取σ≥60MPa；如過(guò)對(duì)巖塊Ⅲ下層的煤體不采取卸壓措施的話(huà)，則煤層處于三向應(yīng)力狀態(tài)，煤體的單軸抗壓強(qiáng)度[σc]＞70MPa，帶入式（10）可得 σ＜0，則巖塊Ⅲ能夠保持穩(wěn)定，即不會(huì)導(dǎo)致沿空巷道的失穩(wěn)變形，但是液壓支架可能會(huì)承受較大的超前支撐壓力，將會(huì)存在沖擊來(lái)壓的危險(xiǎn);當(dāng)采取大直徑鉆孔對(duì)煤體進(jìn)行卸壓時(shí)（原鉆孔間距為1m），煤層將會(huì)變?yōu)殡p向應(yīng)力狀態(tài)，煤體抗壓強(qiáng)度[σc＞40MPa，代入（10）得σ=98MPa，查資料可知巖塊Ⅲ能承受的最大應(yīng)力為15.6MPa＜σ，此時(shí)就會(huì)造成巖體Ⅲ的破斷，沿空巷道的大規(guī)模形變。

由以上分析可知，當(dāng)不采取大直徑鉆孔進(jìn)行沿空巷道卸壓處理時(shí)，基本頂不會(huì)二次側(cè)向破斷，但是工作面液壓支架會(huì)形成一定程度的應(yīng)力集中，甚至有沖擊來(lái)壓的危險(xiǎn)；若利用在煤體上進(jìn)行大直徑鉆孔卸壓時(shí)，上部巖塊會(huì)在工作面超前支撐壓力、采空區(qū)側(cè)向的支撐壓力共同作用下發(fā)生二次破斷，使沿空巷道大范圍的扭曲變形，影響工作面的安全生產(chǎn)，因此必須采取有效的方法措施進(jìn)行頂板治理[3]。

4 特厚煤層沿空巷道沖擊地壓與大變形協(xié)調(diào)控制工程實(shí)踐

結(jié)合著辛置煤礦的9-700綜放工作面生產(chǎn)的實(shí)際情況，對(duì)于其沿空巷道在工作面開(kāi)采過(guò)程中出現(xiàn)的大變形問(wèn)題，提出并應(yīng)用了以下的綜合治理方案：

1）運(yùn)用新型的ZQ4000雙立柱單元支撐式液壓支架進(jìn)行超前支護(hù)，該支架護(hù)頂寬度為4.5m，支架長(zhǎng)度2m，支撐力為4000kN，每一排兩個(gè)柱子，該支架具有更大的支撐阻力，并且均勻的支撐空巷的頂板，保證其連續(xù)性，經(jīng)過(guò)現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)驗(yàn)表明，采用新型支架后，圍巖變形量明顯減小，抗沖擊能力明顯增強(qiáng)，并且由于支架體積較小，移架時(shí)更為方便。

2）對(duì)沿空巷道內(nèi)側(cè)，靠近實(shí)體煤采用密集的大直徑鉆孔卸壓后，對(duì)實(shí)體煤幫以及頂板進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)加固。一是在實(shí)體幫打錨桿索桁架，進(jìn)而來(lái)提高實(shí)體幫的彈性模量和剛度，抑制空巷的大變形；二是對(duì)空巷上部頂板進(jìn)行錨網(wǎng)加固，來(lái)抑制冒頂。

3）根據(jù)工作面沖擊來(lái)壓危險(xiǎn)程度的不同采取分區(qū)治理的方法，在高度、中度和一般危險(xiǎn)程度的區(qū)域分別采用1m、2m、3m的鉆孔間距，防治沖擊地壓的同時(shí)并能盡量的保持煤體的完整性，使其具有適當(dāng)?shù)闹文芰Α?/p>

由圖一可以得知，當(dāng)采煤工作面開(kāi)始進(jìn)行開(kāi)采工作后，沿空巷道大部分區(qū)域?yàn)橹卸任ｋU(xiǎn)區(qū)，現(xiàn)將該區(qū)域的大直徑卸壓鉆孔的間距由1m增加到2m，同時(shí)應(yīng)用上述的措施（1）、（2），對(duì)巷道變形量進(jìn)行監(jiān)測(cè)，整理的結(jié)果如圖5，兩幫的移進(jìn)量減小為2065mm，頂?shù)装逡七M(jìn)量變?yōu)?120mm，變形量較原處理方式分別下降了36%和44%，能夠?yàn)橄锏纼?nèi)設(shè)備提供足夠的空間，滿(mǎn)足工作面正常的生產(chǎn)要求。

圖6 采取綜合控制措施后沿空巷道圍巖變形曲線(xiàn)

5 結(jié) 論

1）通過(guò)對(duì)9-700工作面沿空巷道變形量的觀(guān)測(cè)，以及對(duì)頂板失穩(wěn)機(jī)理的分析，得出引起沿空巷道大規(guī)模變形的是由于工作面的采動(dòng)影響誘發(fā)頂板二次側(cè)向破斷回轉(zhuǎn)所致。

2）根據(jù)該采煤工作面的頂?shù)装鍡l件建立了側(cè)向頂板二次斷裂力學(xué)模型，運(yùn)用鉸接巖梁理論進(jìn)行穩(wěn)定性分析，得出頂板二次側(cè)向破斷的力學(xué)機(jī)理及判別條件。經(jīng)過(guò)理論計(jì)算得出，當(dāng)深井厚煤層沿空巷道不采取大直徑鉆孔預(yù)卸壓措施時(shí)，雖然基本頂不會(huì)發(fā)生二次破斷，但是工作面會(huì)存在沖擊來(lái)壓的危險(xiǎn)；當(dāng)沿空巷道采取大直徑鉆孔預(yù)卸壓措施時(shí)，基本頂在采空區(qū)側(cè)向支承壓力和工作面超前支承壓力的共同作用下會(huì)發(fā)生二次破斷。

3）厚煤層大變形控制和煤層沖擊地壓的協(xié)調(diào)控制機(jī)理確定了合理的方法參數(shù)，通過(guò)合理的布置大直徑鉆孔來(lái)釋放圍巖的膨脹變形，降低巷道圍巖的應(yīng)力，減少對(duì)圍巖結(jié)構(gòu)的破壞。通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐、實(shí)測(cè)，應(yīng)用優(yōu)化后的卸壓參數(shù)和支護(hù)工藝等技術(shù)措施后，在一定程度上解決了沿空巷道的大變形問(wèn)題，同時(shí)防止了頂板沖擊來(lái)壓，取得了較好的效果。