馮 烜

(山西省地質(zhì)礦產(chǎn)研究院，山西 太原 030001)

近年來，隨著采煤技術(shù)的不斷發(fā)展，傳統(tǒng)留煤柱開采逐漸被無煤柱開采工藝所取代，切頂卸壓無煤柱自成巷開采技術(shù)應(yīng)運(yùn)而生[1-4]。該技術(shù)在應(yīng)用中，由于采取沿空留巷方式，為保障巷道圍巖的穩(wěn)定性，需對(duì)巷道礦壓顯現(xiàn)特征進(jìn)行深入分析[5-6]。特別對(duì)于堅(jiān)硬頂板條件，不同于復(fù)合頂板工作面沿空留巷礦壓規(guī)律，受工作面上覆巖層分層垮落的擾動(dòng)影響，堅(jiān)硬頂板沿空留巷頂板壓力大，巷道圍巖變形量大，圍巖控制難度大大增加，通過研究其礦壓顯現(xiàn)特征，可為現(xiàn)場留巷支護(hù)提供支撐[7-8]。本文以某煤礦切頂卸壓無煤柱開采為工程背景，系統(tǒng)研究了該技術(shù)應(yīng)用中礦壓的顯現(xiàn)特征，為礦山沿空留巷巷道施工與支護(hù)設(shè)計(jì)提供了指導(dǎo)。

1 工程概況

1.1 工作面情況

某礦XV1306工作面為主采工作面，標(biāo)高978～964 m，工作面傾向長460 m，走向長230 m。煤層均厚2.3 m，傾角3～8°，巷道斷面尺寸5.0 m×2.8 m，采用長壁式采煤方法，全部垮落法管理頂板。工作面間位置關(guān)系見圖1。

圖1 XV1306工作面及XV1213巷位置示意

1.2 巷道支護(hù)情況

該礦巷道頂板采用金屬錨桿+錨索聯(lián)合支護(hù)，兩幫采用玻璃鋼錨桿+塑料網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。頂錨桿為左旋螺紋鋼高強(qiáng)錨桿，間排距1.5 m×1.8 m；幫錨桿為玻璃鋼錨桿，間排距0.9 m×1.8 m；錨索采用D15.24 mm×5 400 mm鋼絞線錨索，鋼板規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm，頂錨索排距5.4 m，一字型居巷中布置，支護(hù)形式，見圖2。

圖2 巷道支護(hù)方式(mm)

1.3 留巷危險(xiǎn)性分析

通過對(duì)巷道頂板一定范圍進(jìn)行鉆孔觀測(cè)，得到頂板主要結(jié)構(gòu)分區(qū)情況，見圖3?？梢钥闯?，井下標(biāo)尺0～50 m，巷道頂板灰?guī)r約9 m；井下標(biāo)尺100～200 m，巷道頂板灰?guī)r厚度達(dá)到11～12 m；井下標(biāo)尺250～450 m，巷道頂板灰?guī)r厚度8～10 m。灰?guī)r在5 m處存在明顯的原生節(jié)理，節(jié)理由石英礦物充填膠結(jié)。

圖3 巷道頂板結(jié)構(gòu)分區(qū)

對(duì)于沿空留巷危險(xiǎn)性可分為：0～80 m為初次來壓沖擊危險(xiǎn)區(qū)，80～250 m為礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈危險(xiǎn)區(qū)，250～450 m為一般危險(xiǎn)區(qū)。對(duì)于礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈危險(xiǎn)區(qū)，可能出現(xiàn)大面積懸頂情況，需對(duì)該區(qū)域采區(qū)頂板進(jìn)行弱化及加強(qiáng)支護(hù)。

2 切頂卸壓巷道變形分析

對(duì)于切頂卸壓巷道變形分析，需掌握不同階段覆巖破斷對(duì)沿空巷的影響機(jī)制，進(jìn)而準(zhǔn)確了解圍巖變形特性。煤層頂板存在多個(gè)關(guān)鍵層，工作面回采過程中，直接頂先斷裂，此時(shí)沿空留巷初次來壓；推進(jìn)到一定程度后，次級(jí)關(guān)鍵層發(fā)生斷裂，發(fā)生二次來壓。不同階段的來壓步距與覆巖的垮落高度及巷道支撐作用密切相關(guān)。對(duì)于切頂卸壓沿空留巷方式，巷道變形發(fā)展呈現(xiàn)不同特征，主要分為掘進(jìn)變形、采前變形、掘巷漸次變形與變形穩(wěn)定4個(gè)時(shí)期(圖4)。

圖4 沿空留巷圍巖變形過程

受開挖擾動(dòng)影響，巷道開掘過程中破壞了初始原巖應(yīng)力，巷道內(nèi)部應(yīng)力集中顯現(xiàn)，這是引起巷道變形的主要原因，隨著應(yīng)力完成重新分布，巷道變形發(fā)展趨于穩(wěn)定，這一過程持續(xù)時(shí)間較短，位移變化不大，屬于掘進(jìn)變形期。受超前擾動(dòng)影響，作業(yè)面前端支撐壓力持續(xù)加大，圍巖塑性區(qū)不斷發(fā)展，變形速率增加，這一過程屬于采前變形期。隨著頂板多個(gè)關(guān)鍵層周期性破斷，在滯后工作面一段距離內(nèi)，巷道變形速率加劇，主要受巷內(nèi)支護(hù)體承載能力的影響，隨著與工作面距離的加大，擾動(dòng)程度逐漸下降，變形速率漸次減小，受頂板巖層漸次破斷的影響，這一時(shí)期頂板巖層破斷離層加劇，對(duì)支護(hù)體造成較大沖擊，易導(dǎo)致圍巖失穩(wěn)破壞，這一過程屬于掘巷漸次變形期。隨著主關(guān)鍵層的破斷，頂板變形發(fā)展基本結(jié)束，沿空留巷的擾動(dòng)應(yīng)力源消散，巷道變形逐漸穩(wěn)定，這一過程屬于變形穩(wěn)定期。

3 切頂卸壓工作面礦壓特征分析

3.1 監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置

為研究該礦工作面礦壓特征，在適當(dāng)位置設(shè)置14個(gè)支架壓力監(jiān)測(cè)站，根據(jù)支架壓力的變化不同，將采場劃分為卸壓區(qū)與未卸壓區(qū)兩個(gè)區(qū)段進(jìn)行分析，監(jiān)測(cè)站布置情況見圖5。4～14號(hào)支架位于卸壓區(qū)，24～124號(hào)支架位于未卸壓區(qū)。

圖5 監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置

3.2 監(jiān)測(cè)結(jié)果分析

根據(jù)監(jiān)測(cè)結(jié)果，各支架最大壓力及平均壓力分布情況見圖6，支架三維載荷變化見圖7。

圖7 支架壓力變化三維圖

隨著回采工作面推進(jìn)，直接頂初次來壓步距約為35 m，周期來壓步距約為15 m。對(duì)于卸壓區(qū)，工作面最大壓力約為30 MPa，平均壓力約為17 MPa；未卸壓區(qū)，對(duì)于工作面中間部位，支架壓力較大，最大達(dá)37 MPa，平均壓力達(dá)26 MPa，主要作用于24～94號(hào)支架之間。從切縫位置到工作面末端，支架平均壓力呈“凸”型變化，中間受力突出，兩端受力較小。

結(jié)果表明，切頂卸壓影響主要作用于4～14號(hào)支架之間，隨著直接頂?shù)臄嗔?，垮落矸石充填空區(qū)，在碎脹作用下，減小了空區(qū)側(cè)頂板變形發(fā)展速率，縮短了頂板與矸石的接觸時(shí)間，使沿空留巷段壓力降低，保障了巷道的穩(wěn)定。同時(shí)，切頂卸壓可以有效切斷頂板的應(yīng)力傳播路徑，使應(yīng)力集中向支架遠(yuǎn)端的實(shí)體煤層中傳導(dǎo)，提高了支架的支撐效果，切頂卸壓效果顯著。

4 礦壓顯現(xiàn)數(shù)值模擬分析

為進(jìn)一步分析隨著工作面推進(jìn)對(duì)礦壓變化情況的影響，模擬推進(jìn)距離為160 m，切頂角度為20°，切頂高度為10 m。這里僅給出工作面推進(jìn)后方20 m、60 m、100 m、120 m及160 m時(shí)的數(shù)值分析結(jié)果。工作面后方20 m處，巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力最大值約為32 MPa，頂板累計(jì)沉降值達(dá)245 mm，此時(shí)頂板巖梁破斷且運(yùn)動(dòng)劇烈,見圖8。

圖8 工作面后方20 m

工作面后60 m處，巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加10 MPa，最高達(dá)42 MPa；頂板累計(jì)沉降值達(dá)300 mm，工作面基本頂巖梁仍然處于劇烈運(yùn)動(dòng)階段,見圖9。

圖9 工作面后方60 m

工作面后方100 m處，巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加14 MPa，最高達(dá)46 MPa；頂板下沉量約為26 mm，累計(jì)沉降值達(dá)326 mm，基本頂巖梁運(yùn)動(dòng)程度有所降低，見圖10。

圖10 工作面后方100 m

工作面后120 m處，巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加2 MPa，最高達(dá)48 MPa；頂板下沉量約為4 mm，累計(jì)沉降值達(dá)330 mm，該階段基本頂巖梁運(yùn)動(dòng)逐漸平穩(wěn)，見圖11。

圖11 工作面后方120 m

工作面后160 m處，巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加0.5 MPa，最高達(dá)48.5 MPa；頂板下沉量約為3 mm，累計(jì)沉降值達(dá)333 mm，垂直位移增幅顯著降低，煤壁側(cè)應(yīng)力集中區(qū)逐漸向深部巖層發(fā)展，此階段工作面基本頂巖梁垮落穩(wěn)定，頂板上方巖梁運(yùn)動(dòng)主要受礦壓影響，見圖12。

圖12 工作面后方160 m

煤壁側(cè)最大應(yīng)力及頂板累計(jì)沉降變化情況見圖13。主要分為兩個(gè)變化階段：工作面滯后40～100 m范圍內(nèi)，煤壁側(cè)應(yīng)力與頂板累計(jì)沉降值顯著增加，此階段頂板巖梁運(yùn)動(dòng)劇烈，需要加強(qiáng)支護(hù)；滯后工作面100～160 m范圍內(nèi)，應(yīng)力與累計(jì)沉降值變化趨于平穩(wěn)，此階段頂板巖梁運(yùn)動(dòng)逐漸穩(wěn)定，所發(fā)生的輕微變形主要受高應(yīng)力作用影響。

圖13 煤壁側(cè)最大應(yīng)力與頂板累計(jì)沉降變化

5 結(jié) 語

1) 通過鉆孔窺視，沿空留巷可分為初次來壓沖擊危險(xiǎn)區(qū)、礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈危險(xiǎn)區(qū)及一般危險(xiǎn)區(qū)，對(duì)于礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈危險(xiǎn)區(qū)，可能出現(xiàn)大面積懸頂情況，需進(jìn)行采區(qū)頂板弱化及巷道加強(qiáng)支護(hù)。

2) 切頂卸壓巷道變形發(fā)展呈現(xiàn)不同特征，主要分為掘進(jìn)變形、采前變形、掘巷漸次變形與變形穩(wěn)定4個(gè)時(shí)期，其中掘巷漸次變形階段對(duì)巷道變形及支護(hù)影響最為嚴(yán)重，需要注意這一特征的發(fā)展。

3) 通過對(duì)工作面礦壓進(jìn)行現(xiàn)場監(jiān)測(cè)，切頂卸壓可以減小空區(qū)側(cè)頂板變形發(fā)展速率，使應(yīng)力集中向支架遠(yuǎn)端的實(shí)體煤層中傳導(dǎo)，提高支架的支撐效果，保障巷道的穩(wěn)定。

4) 通過數(shù)值分析隨工作面推進(jìn)礦壓顯現(xiàn)特征，工作面滯后40～100 m范圍內(nèi)，煤壁側(cè)應(yīng)力與頂板累計(jì)沉降值顯著增加，此階段頂板巖梁運(yùn)動(dòng)劇烈，需要加強(qiáng)支護(hù)；滯后工作面100～160 m范圍內(nèi)，巖梁運(yùn)動(dòng)趨于穩(wěn)定，對(duì)巷道穩(wěn)定性影響較小。