新達煤礦采空區(qū)下復合頂板切頂留巷技術研究

李治國

（山西沁新煤業(yè)有限公司，山西 長治 100083）

0 引 言

目前我國沿空留巷技術已經在礦區(qū)得到了大量試驗推廣和應用，在進行沿空留巷過程中，巷旁充填墻、擋矸支護結構等，在采空區(qū)側向懸頂壓力作用下，出現了變形破壞等壓力顯現。為降低采空區(qū)側向懸頂對沿空巷道圍巖及支護體的作用，在實際工程處理中，采用人工干預措施，通過爆破、水力切頂等手段，將沿空巷道頂板與采空區(qū)頂板之間人為預置一個斷裂結構面，切斷沿空巷道頂板與采場頂板之間的聯系，促使其迅速垮落，降低對沿空巷道產生的附加荷載作用。采取切頂技術使得沿空巷道壓力大幅下降，保證了沿空留巷的效果。當沿空留巷頂底板為軟弱泥巖、復合巖層時，在沿空巷道穩(wěn)定之前，由于受到側向支撐壓力的作用，巷道頂底板會出現一定變形，如果支護方式不對癥，則容易導致頂板下沉、底板鼓起，最終導致一次沿空留巷斷面出現較大幅度收縮，影響巷道二次復用。本文通過在新達煤礦采空區(qū)下的11 號煤層復合頂板切頂卸壓沿空留巷工程實踐，研究了采空區(qū)下軟巖復合頂底板沿空留巷變形控制技術原理和支護方法，取得了顯著成效，可為軟巖復合頂板條件的沿空留巷技術提供有益參考。

1 概 況

沿空留巷試驗巷道選在新達煤礦3102 工作面皮帶順槽三聯絡巷開始往北，對應位置為距開口57～257 m 段約200 m 長地段，作為11 號煤層切頂留巷試驗段。11 號煤層走向為北東向，傾向為東南向，地面標高+1 250—+1 412 m，工作面標高為+1 130～+1 155 m，順槽長556 m，工作面切眼長190 m，凈煤層厚度為1.58～1.65 m，設計采高1.56 m，埋深為95～282 m，11 號煤層傾角平均5°～7°，直接頂為泥巖，厚度2.01 m，硬度f=1.8～2.0，老頂為砂巖、泥巖交替出現的復合巖層，厚度6.69 m，距離上覆9+10 采空區(qū)約13～14 m，直接底為遇水膨脹崩解性的松軟泥巖，厚度1.52 m，硬度f=1.8～2.18，老底為中硬粉砂巖，厚6.2 m。3102 皮帶順槽掘進長度約590 m（含三聯絡巷），在57～257 m 段巷道凈寬為4.0 m（毛寬4.2 m）、凈高為2.2 m（毛高2.4 m）。

2 切頂卸壓沿空留巷關鍵技術

2.1 小直徑全長預裂切縫技術

原有的聚能預裂切縫技術均采用打孔管，內徑36.5 mm，外徑42 mm，配套使用35 mm 炸藥，當頂板軟弱或為復合頂時，若采用連續(xù)裝藥則會出現藥量過大，造成頂板出現沖孔，并且爆破震動會加劇軟巖頂板下沉，對頂板控制十分不利。因此需要采用集中裝藥的方式，減小裝藥量，減小爆破震動對頂板的損傷，即每根1.5 m 管子中，裝2～3 節(jié)250 mm×φ35 mm 三級乳化炸藥，每根管子中存在0.75～1 m 長空氣柱，由于巖層多變的復合巖層中存在較多結構面和層里面，會對集中裝藥的爆破聚能切縫的擴展起到阻斷作用，空氣柱部位對應的巖層無法有效預裂，預裂切縫長度嚴重下降，降低了切頂卸壓效果。

為解決這一難題，設計采用了小直徑全長預裂聚能技術。裝藥結構如圖1 所示。

圖1 裝藥結構示意Fig.1 Instruction of charge structure

該技術通過專利產品BOV-1500 型雙聚能爆破管實現聚能爆破切頂，該聚能管采用管壁外徑28 mm、內徑25 mm 的小直徑管體，將35 mm 炸藥塑型成25 mm 小直徑藥體，管體兩側呈180°分布對稱的V 型凹槽，管長1 500 mm，長度可以根據現場情況而調整。往管體內注入的炸藥使用煤礦許用三級乳化炸藥，炸藥直徑35 mm，長300 mm，重300 g，使用針管式推進器將乳化炸藥均勻擠入聚能管凹槽內。裝藥長度4 500 mm，每個炮孔使用3 根1.5 m 長小直徑雙聚能爆破管，3根1 500 mm，裝藥量按0.40 kg/m 計算，加上孔底一卷加強藥0.3 kg，每孔裝藥量為2.3 kg。炮孔未裝藥段全部使用黃泥填塞封堵，該方法封孔速度快、效率高、強度低、效果好。

經過現場對孔內裂縫的觀測，統(tǒng)計數據顯示，83%以上的鉆孔孔內裂縫率穩(wěn)定在84.1%～92.8%，實現了頂板切縫的良好貫通。

2.2 巷內高強高預應力主動支護技術

由于頂板為軟巖復合巖層組成的結構，在掘進、一次采動、二次采動等多次壓力作用下，軟巖復合巖層極易發(fā)生離層和裂隙化，導致頂板發(fā)生較大變形。因此，提出采用高強、高剛、高預緊力錨桿索主動支護技術。

（1） 頂板中部為拉應力集中、兩頂角為剪應力集中的不穩(wěn)定區(qū)，是頂板破壞失穩(wěn)的“關鍵部位”，巷道支護體首先布置在關鍵部位，控制關鍵部位的變形破壞。具體為利用斜向錨桿增加厚層泥巖頂板肩窩抗剪承載能力，布置錨索控制巷道中部破壞。

（2） 提高錨桿支護預緊力，頂板完整區(qū)適當增加間排距，實現高性能、低密度支護。對于局部松軟破碎厚層泥巖頂采用W 鋼帶，配合21.8 mm錨索，實現對頂板的強力支護，抑制離層發(fā)展。

（3） 采用W 鋼帶、拱形大托盤、鋼筋網等剛性護表構件，增加支護剛性，同時實現預應力擴散，形成預應力托盤和預應力鋼帶，加強護表剛度。

（4） 錨索張拉后要對錨桿進行二次緊固，預緊力力矩必須滿足設計要求。為減小螺母與托盤間因摩擦產生的預緊力損失，在螺母和托盤間增加1010 尼龍減摩墊圈。提高錨桿的預緊力，有利于增加淺層錨固體的剛度，抑制淺部離層與裂隙發(fā)育。

2.3 巷旁恒阻錨索梁支護技術

在巷旁采用恒阻大變形錨索+W 鋼帶對切頂斷臂梁實施支護，一方面可以通過爆破前補強支護起到減小爆破震動引起的頂板損傷和離層現象的作用，另一方面，當頂板進入采空區(qū)，沿切縫垮落后，可以起到對切頂斷臂梁的懸吊作用。由于復合頂板沿巷旁側會發(fā)生較大變形，因此，恒阻錨索可通過自身延伸結構實現變形讓壓，讓壓同時保持350 kN 的恒阻支護力，適應軟巖復合頂板留巷變形的特點。

2.4 底板控制技術

由于11 號煤層底板為鋁制泥巖底板，自身具有吸水膨脹等軟化性質，沿空留巷底鼓不可避免。為有效減小底鼓量，控制圍巖變形，需要在底鼓控制及防治水方面采取一定措施。

（1） 有水必治、用水必管、無水需防，防治水工作在留巷全過程中具有十分關鍵的作用。

（2） 沿空留巷過程中根據水源性質的不同，要求轉載機冷卻水、皮帶機液壓水等，全部采用管子截流，嚴禁將水排至底板上；通過管子將相應流水排放到移動水箱中，排至巷道中集水坑，定期將集水坑中水抽排至大巷水渠內。

（3） 幫側挖毛水溝，水溝內鋪設塑料油紙，形成防滲臨時水溝，將施工用水沿防滲毛水溝排至集水溝內，定期抽排，防止水流任意沿巷道底板漫流，長期浸泡底板。

3 沿空留巷參數設計

3.1 切頂參數數值模擬設計

以新達礦11 號煤層工作面為例，采用FLAC3D 數值軟件，建立FLAC3D 數值模型，對切頂高度和切頂角度進行模擬分析，以確定最佳切頂高度和切頂角度。分別模擬了5、6、6.5 及7.5 m的切頂高度下巷旁圍巖應力集中的峰值。

如圖2～圖4 結果顯示，當切縫高度由5、6、6.5、7.5 m 逐漸增加時，巷道側向集中應力的最大值及應力分布均發(fā)生明顯變化，最大值由5 m 時的3.03 MPa 逐漸減小為6.5 m 時的2.94 MPa，7.5 m時又增加至3.005 MPa，綜合顯示切縫高度為6.5 m時，圍巖應力集中度降低最明顯，因此，最佳切縫高度設計值取6.5 m。

3.2 切頂角度數值模擬分析

分別選取0、10°、15°、30°進行對比分析，經過數值模擬后，結果顯示，切縫角度傾角為0，即垂直切縫時，沿空側向頂板懸露范圍較大，巷道煤壁幫豎向集中應力較大，采空區(qū)上方頂板垮落不充分，頂板呈現緩慢下沉變形。當傾角增加為10°和15°時，沿空側向頂板懸露區(qū)域明顯減小，巷道煤壁豎向集中應力明顯降低，沿空側向頂板垮落速度明顯加快。當傾角增加到30°時，沿空側向頂板懸露范圍減小，但是超前應力集中范圍明顯增大。

綜合數值模擬可知，切縫高度6.5 m、炮孔傾角15°時候，新達煤礦11 號煤層的卸壓效應最佳，因此可確定現場試驗參數。

圖4 不同切高應力峰值變化Fig.4 Peak stress changes with different cutting heights

圖3 不同切高圍巖應力變化Fig.3 Stress variation of surrounding rock with different cutting heights

4 工業(yè)試驗

4.1 現場試驗參數

3102 皮帶順槽斜距長556 m，巷道井下實際標高為1 132—1 148 m，巷道掘進時沿11 號煤層頂板布置。掘進寬4 m，掘進高2.2 m，凈斷面8.8 m2。巷道支護采用高強錨桿、高強錨索、金屬網、W 鋼帶聯合支護。其中頂板采用5 根高強HBR400級φ20 mm×2 200 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間距0.9 m，排距0.9 m，距兩幫0.3 m 分別向肩 窩 傾 斜 15° 打 設 ； 頂 板 采 用BHW-250-3-4500-5 型W 鋼帶，鋼帶寬度250 mm，厚度3 mm，長度4 500 mm，單根鋼帶布置5個錨桿孔，孔眼直徑25 mm，孔中心間距900 mm。巷道幫部使用錨桿、金屬網、鋼筋梯聯合支護。幫部采用“三花眼”布置方式，每排每幫2 支HBR400φ18 mm×1 800 mm 級左旋無縱筋螺紋鋼，排距1.2 m、間距1.2 m，距頂0.2 m 處垂直巷幫打注上排錨桿，再以間距1.2 m 打注下排錨桿，在錨桿排距間（中部） 補打1 支錨桿（易片幫處可加設鋼護板）。頂板錨索采用SKP21.8-1 高強錨索，配合使用300 mm×300 mm×16 mm 打托盤，錨索長4 200 mm，1 排2 支，排距1.8 m、間距1.4 m，距兩幫0.7 m 各布置1 支，均垂直頂板打注。恒阻大變形錨索直徑取21.8 mm，長度取7 300 mm，異形托盤規(guī)格300 mm×300 mm×14 mm，中間孔徑100 mm。頂板錨桿施加高預緊力200 N·m，高強錨索初始預拉力270 kN，并進行二次張拉不小于150 kN。頂板高強錨桿施加高預應力200 N·m，幫錨桿施加高預緊力150N·m。切頂參數：設計切頂高度6.5 m，傾角15°，炮孔間距0.6 m，炮孔直徑42 mm，不耦合系數1.5，每個炮孔采用3 根1.5 m 長28 mm 的小直徑BOV-1500 雙聚能爆破管，封孔2 m，單孔裝藥2.3 kg。

圖5 臨時支護和擋矸支護斷面Fig.5 Temporary support and gangue retaining support sections

沿空留巷進入到采空區(qū)后，由于采場頂板尚未完全垮落和充填采空區(qū)，因此會對沿空巷道圍巖及支護體產生側向支撐壓力，支撐壓力遠超圍巖靜壓力。為控制側向支撐壓力的作用，需對采后動壓顯現區(qū)采取加強支護。具體參數為：采后150 m 范圍內，采用一梁四柱進行加強支護，單體柱采用DW28-250/100，梁采用3.6 m 長的π 型梁。四列單體柱距離切頂線位置分別為0.4、1.2、2.0 m，排距為0.8 m。巷旁切落矸石的護矸擋矸結構設計為U25 鋼，上節(jié)長1.5 m，下節(jié)長2 m，搭接長度不小于1 m，單體柱間距0.6 m，單體柱之間布置1根單體柱，外側掛單層鋼筋網。

4.2 礦壓監(jiān)測分析

圖6為3102 皮帶順槽留巷過程中頂底板變形量隨工作面推進距離的變化規(guī)律，可以看出148 m

圖6 頂底板移近量-距工作面距離關系曲線Fig.6 Curve of roof-floor convergence-distance from working face

4.3 切頂成巷效果

新達礦11 號煤層3102 工作面皮帶順槽共試驗巷道200 m，通過2 a 的使用觀察，結果顯示：巷道頂板變形不明顯，無明顯底鼓現象，巷旁側切落矸石可以充滿沿空側，巷道成型情況完全滿足二次復用要求。

5 結 論

（1） 通過對試驗工作面切縫高度和切縫角度關鍵參數進行的數值模擬分析，得出了隨著切縫高度增加，卸壓效應增加；隨著切縫角度增加，卸壓效應呈現先減弱后增強再減弱的規(guī)律，得出了11號煤層卸壓效果最佳的切頂參數為切縫高度6.5 m、切縫傾角15°時，可以切斷沿空巷道頂板與采場頂板聯系，實現最大程度的卸壓效果。

（2） 將理論計算和數值模擬研究成果在新達礦11 號煤層3102 工作面進行現場工業(yè)性試驗，礦處斷面留巷位置進入采后50 m 時，礦壓顯現劇烈，頂底板變形量高達85 mm。148 m 處斷面留巷位置進入采后100 m 時，礦壓顯現劇烈，頂底板變形量高達80 mm。隨后，二個斷面均進入變形穩(wěn)定期，變形量不再增加。因此，將11 號煤層沿空留巷動壓顯現范圍劃定為120 m，可滿足動壓變形控制的要求，即采后動壓支護范圍宜控制在120 m 左右。

圖7為錨索應力計隨綜采推進長度分析變化曲線。錨索應力在工作面超前20 m 壓力變化不大，當超前10 m 時壓力急劇增加。在工作面后10～80 m 的時候，動壓明顯，80～100 m 有小幅度的變化，100 m 以后頂板不再下沉，壓力基本穩(wěn)定。從錨索整體受力值可以看出，切頂卸壓對錨索受力帶有一定的減弱作用，這也充分證明切頂卸壓無煤柱留巷的工程意義。

圖7 錨索應力計隨綜采推進長度分析變化曲線Fig.7 Analysis curve of anchor cable stress meter with fully mechanized mining advancing length

壓監(jiān)測數據顯示：采用高強高剛高預應力巷內基本支護、巷旁恒阻錨索+W 鋼帶支護、小直徑全長預裂切頂技術、底板控制技術等措施，可以解決軟巖復合頂底板條件下切頂卸壓沿空留巷技術難題。