切顶卸压无煤柱开采矿压显现特征分析

2022-01-21冯烜

煤 2022年1期

冯烜

(山西省地质矿产研究院，山西太原 030001)

近年来，随着采煤技术的不断发展，传统留煤柱开采逐渐被无煤柱开采工艺所取代，切顶卸压无煤柱自成巷开采技术应运而生[1-4]。该技术在应用中，由于采取沿空留巷方式，为保障巷道围岩的稳定性，需对巷道矿压显现特征进行深入分析[5-6]。特别对于坚硬顶板条件，不同于复合顶板工作面沿空留巷矿压规律，受工作面上覆岩层分层垮落的扰动影响，坚硬顶板沿空留巷顶板压力大，巷道围岩变形量大，围岩控制难度大大增加，通过研究其矿压显现特征，可为现场留巷支护提供支撑[7-8]。本文以某煤矿切顶卸压无煤柱开采为工程背景，系统研究了该技术应用中矿压的显现特征，为矿山沿空留巷巷道施工与支护设计提供了指导。

1 工程概况

1.1 工作面情况

某矿XV1306工作面为主采工作面，标高978～964 m，工作面倾向长460 m，走向长230 m。煤层均厚2.3 m，倾角3～8°，巷道断面尺寸5.0 m×2.8 m，采用长壁式采煤方法，全部垮落法管理顶板。工作面间位置关系见图1。

图1 XV1306工作面及XV1213巷位置示意

1.2 巷道支护情况

该矿巷道顶板采用金属锚杆+锚索联合支护，两帮采用玻璃钢锚杆+塑料网联合支护。顶锚杆为左旋螺纹钢高强锚杆，间排距1.5 m×1.8 m；帮锚杆为玻璃钢锚杆，间排距0.9 m×1.8 m；锚索采用D15.24 mm×5 400 mm钢绞线锚索，钢板规格为300 mm×300 mm×16 mm，顶锚索排距5.4 m，一字型居巷中布置，支护形式，见图2。

图2 巷道支护方式(mm)

1.3 留巷危险性分析

通过对巷道顶板一定范围进行钻孔观测，得到顶板主要结构分区情况，见图3。可以看出，井下标尺0～50 m，巷道顶板灰岩约9 m；井下标尺100～200 m，巷道顶板灰岩厚度达到11～12 m；井下标尺250～450 m，巷道顶板灰岩厚度8～10 m。灰岩在5 m处存在明显的原生节理，节理由石英矿物充填胶结。

图3 巷道顶板结构分区

对于沿空留巷危险性可分为：0～80 m为初次来压冲击危险区，80～250 m为矿压显现强烈危险区，250～450 m为一般危险区。对于矿压显现强烈危险区，可能出现大面积悬顶情况，需对该区域采区顶板进行弱化及加强支护。

2 切顶卸压巷道变形分析

对于切顶卸压巷道变形分析，需掌握不同阶段覆岩破断对沿空巷的影响机制，进而准确了解围岩变形特性。煤层顶板存在多个关键层，工作面回采过程中，直接顶先断裂，此时沿空留巷初次来压；推进到一定程度后，次级关键层发生断裂，发生二次来压。不同阶段的来压步距与覆岩的垮落高度及巷道支撑作用密切相关。对于切顶卸压沿空留巷方式，巷道变形发展呈现不同特征，主要分为掘进变形、采前变形、掘巷渐次变形与变形稳定4个时期(图4)。

图4 沿空留巷围岩变形过程

受开挖扰动影响，巷道开掘过程中破坏了初始原岩应力，巷道内部应力集中显现，这是引起巷道变形的主要原因，随着应力完成重新分布，巷道变形发展趋于稳定，这一过程持续时间较短，位移变化不大，属于掘进变形期。受超前扰动影响，作业面前端支撑压力持续加大，围岩塑性区不断发展，变形速率增加，这一过程属于采前变形期。随着顶板多个关键层周期性破断，在滞后工作面一段距离内，巷道变形速率加剧，主要受巷内支护体承载能力的影响，随着与工作面距离的加大，扰动程度逐渐下降，变形速率渐次减小，受顶板岩层渐次破断的影响，这一时期顶板岩层破断离层加剧，对支护体造成较大冲击，易导致围岩失稳破坏，这一过程属于掘巷渐次变形期。随着主关键层的破断，顶板变形发展基本结束，沿空留巷的扰动应力源消散，巷道变形逐渐稳定，这一过程属于变形稳定期。

3 切顶卸压工作面矿压特征分析

3.1 监测点布置

为研究该矿工作面矿压特征，在适当位置设置14个支架压力监测站，根据支架压力的变化不同，将采场划分为卸压区与未卸压区两个区段进行分析，监测站布置情况见图5。4～14号支架位于卸压区，24～124号支架位于未卸压区。

图5 监测点布置

3.2 监测结果分析

根据监测结果，各支架最大压力及平均压力分布情况见图6，支架三维载荷变化见图7。

图7 支架压力变化三维图

随着回采工作面推进，直接顶初次来压步距约为35 m，周期来压步距约为15 m。对于卸压区，工作面最大压力约为30 MPa，平均压力约为17 MPa；未卸压区，对于工作面中间部位，支架压力较大，最大达37 MPa，平均压力达26 MPa，主要作用于24～94号支架之间。从切缝位置到工作面末端，支架平均压力呈“凸”型变化，中间受力突出，两端受力较小。

结果表明，切顶卸压影响主要作用于4～14号支架之间，随着直接顶的断裂，垮落矸石充填空区，在碎胀作用下，减小了空区侧顶板变形发展速率，缩短了顶板与矸石的接触时间，使沿空留巷段压力降低，保障了巷道的稳定。同时，切顶卸压可以有效切断顶板的应力传播路径，使应力集中向支架远端的实体煤层中传导，提高了支架的支撑效果，切顶卸压效果显著。

4 矿压显现数值模拟分析

为进一步分析随着工作面推进对矿压变化情况的影响，模拟推进距离为160 m，切顶角度为20°，切顶高度为10 m。这里仅给出工作面推进后方20 m、60 m、100 m、120 m及160 m时的数值分析结果。工作面后方20 m处，巷道煤壁侧垂直应力最大值约为32 MPa，顶板累计沉降值达245 mm，此时顶板岩梁破断且运动剧烈,见图8。

图8 工作面后方20 m

工作面后60 m处，巷道煤壁侧垂直应力增加10 MPa，最高达42 MPa；顶板累计沉降值达300 mm，工作面基本顶岩梁仍然处于剧烈运动阶段,见图9。

图9 工作面后方60 m

工作面后方100 m处，巷道煤壁侧垂直应力增加14 MPa，最高达46 MPa；顶板下沉量约为26 mm，累计沉降值达326 mm，基本顶岩梁运动程度有所降低，见图10。

图10 工作面后方100 m

工作面后120 m处，巷道煤壁侧垂直应力增加2 MPa，最高达48 MPa；顶板下沉量约为4 mm，累计沉降值达330 mm，该阶段基本顶岩梁运动逐渐平稳，见图11。

图11 工作面后方120 m

工作面后160 m处，巷道煤壁侧垂直应力增加0.5 MPa，最高达48.5 MPa；顶板下沉量约为3 mm，累计沉降值达333 mm，垂直位移增幅显著降低，煤壁侧应力集中区逐渐向深部岩层发展，此阶段工作面基本顶岩梁垮落稳定，顶板上方岩梁运动主要受矿压影响，见图12。

图12 工作面后方160 m

煤壁侧最大应力及顶板累计沉降变化情况见图13。主要分为两个变化阶段：工作面滞后40～100 m范围内，煤壁侧应力与顶板累计沉降值显著增加，此阶段顶板岩梁运动剧烈，需要加强支护；滞后工作面100～160 m范围内，应力与累计沉降值变化趋于平稳，此阶段顶板岩梁运动逐渐稳定，所发生的轻微变形主要受高应力作用影响。