張 銀

（山西凌志達煤業(yè)有限公司，山西 長治 046606）

0 引 言

我國井工煤礦開采過程中，厚大堅硬頂板條件煤層在回采過程中極易出現(xiàn)懸頂問題，造成工作面在強礦壓作用下發(fā)生冒頂致災(zāi)風(fēng)險，以及工作面巷道變形嚴重[1-3]。生產(chǎn)實踐表明對工作面頂板實施切頂卸壓是解決這類問題的主要手段[4-6]，研究這類頂板條件下合理的切頂卸壓及巷道支護方法，對實現(xiàn)工作面安全回采具有重要意義。在這方面研究中，張權(quán)為了解決工作面初采期間堅硬頂板垮落困難的難題，以馬脊梁礦8208 工作面初采頂板處理研究為工程背景，提出8208 工作面初采深孔預(yù)裂爆破方案。楊志弘指出針對堅硬頂板條件，當(dāng)頂板厚度較大時，更容易導(dǎo)致巷道變形嚴重，甚至發(fā)生冒頂風(fēng)險，并給出了現(xiàn)場切頂卸壓及預(yù)裂爆破方法。李睿峰針對堅硬頂板特厚煤層綜放工作面礦壓顯現(xiàn)強烈及小煤柱臨空巷道變形嚴重問題，提出采用初采前切眼爆破放頂、回風(fēng)巷爆破切頂卸壓、膠帶巷水力致裂的綜合礦壓治理措施。綜合文獻分析，對堅硬頂板條件圍巖控制，主要采用切頂卸壓方法，以凌志達煤礦15218工作面堅硬頂板條件為工程背景，對堅硬頂板切頂卸壓參數(shù)確定及支護方法進行了研究，保證了工作面安全高效開采。

1 工程概況

凌志達煤礦15218 工作面主采15 號煤層，煤層平均厚4.22 m，傾角4°~10°，工作面基本頂板為6.78 m 厚的K2 灰?guī)r，f=14～16，屬于典型的厚硬頂板條件，底板主要為泥巖和細粒砂巖，工作面采用綜采一次采全高采煤工藝，全部垮落法管理頂板。15218 工作面北側(cè)為15220 工作面，南側(cè)為15216工作面采空區(qū)，巷道斷面尺寸為寬×高= 5.4 m×4.0 m，工作面位置關(guān)系見圖1。

圖1 工作面位置關(guān)系圖

由于工作面頂板為堅硬灰?guī)r，當(dāng)頂板中的厚硬巖層在回采后垮落不及時、不充分時，該部分的荷載和傾覆力矩將長期作用在煤柱和巷幫上，最終使得相鄰工作面巷道變形嚴重，表現(xiàn)在兩幫及頂?shù)装宓南鄬σ平棵黠@增大，給工作面安全回采造成威脅。為此，研究堅硬頂板條件下15218 工作面切頂卸壓與巷道支護方法，對實現(xiàn)工作面安全高效回采至關(guān)重要。

2 頂板關(guān)鍵層判別

直接頂初次垮落后，隨著回采工作面繼續(xù)推進，將引起覆巖關(guān)鍵層的破斷與運動。為了研究具體條件下覆巖關(guān)鍵層的破斷條件，用于指導(dǎo)切頂參數(shù)確定，應(yīng)對覆巖中的關(guān)鍵層位置進行判別。根據(jù)關(guān)鍵層的定義與變形特征，在關(guān)鍵層變形過程中，其所控制上覆巖層隨之同步變形，而其下部巖層不與之協(xié)調(diào)變形，因而它所承受的載荷已不再需要其下部巖層來承擔(dān)。第一層巖層為第一層關(guān)鍵層，它的控制范圍達到第n層，則第n+1 層成為第二層關(guān)鍵層必然滿足：

式中：qn+1，qn分別為計算到第n+1 層與n層時，第一層關(guān)鍵層所受載荷。

其中：

式中：En為第n層巖層彈性模量，MPa；hn為第n層巖層厚度，m；γn為第n層體積力，N/m3。

對于第一層泥巖，E1= 1.16 MPa，h1= 1.34 m，γ1=26 N/m3；對于第二層K2 灰?guī)r，E2= 1.57 MPa，h2= 6.78 m，γ2= 225 N/m3。將相關(guān)參數(shù)帶入公式（2），可得：

對于第一層泥巖：

對于第二層K2 灰?guī)r：

根據(jù)上述計算結(jié)果可以看出，q2

式中：li為第i層的破斷距，m；Rt為巖層抗拉強度，kPa。

按兩端固支梁分別計算第一層與第二層巖層的破斷距如下：

通過計算可以看出，l1

3 堅硬頂板切頂卸壓參數(shù)確定

3.1 數(shù)值模型構(gòu)建

對于堅硬頂板條件，由于其極限垮落步距大，會將高應(yīng)力傳導(dǎo)至煤柱及臨近工作面回采巷道，不利于巷道穩(wěn)定，據(jù)此提出對堅硬頂板實施切頂卸壓方法。為得到合理切頂參數(shù)，采用FlAC3D數(shù)值軟件對厚硬頂板切頂參數(shù)合理值進行確定。數(shù)值模型尺寸為長×寬×高=250 m×250 m×150 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(xué)參數(shù)見表1。

3.2 數(shù)值結(jié)果分析

3.2.1 切頂卸壓效果分析

切頂前后垂直應(yīng)力變化情況見圖2，切頂前高應(yīng)力集中出現(xiàn)在煤柱內(nèi)部及巷道兩幫，煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值達18 MPa，巷道兩幫應(yīng)力峰值達13 MPa（圖2a）；切頂后對應(yīng)力傳導(dǎo)起到了明顯的限制作用，煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值達12.5 MPa，巷道兩幫應(yīng)力峰值達8.5 MPa，切頂?shù)拇嬖谔岣吡嗣褐某休d能力，有利于巷道及煤柱的穩(wěn)定（圖2b）。

圖2 切頂前后垂直應(yīng)力分布云圖

切頂前后垂直位移變化情況見圖3，切頂前采空區(qū)上方懸頂高度較大，采空區(qū)側(cè)煤柱垂直位移達450 mm，采空區(qū)頂板懸頂較明顯，有繼續(xù)向臨近工作面巷道發(fā)展的趨勢（圖3a）；切頂后采空區(qū)上方懸頂高度顯著減小，采空區(qū)側(cè)煤柱最大垂直位移達210 mm，切頂對煤柱頂板下沉起到了明顯的限制作用（圖3b）。

圖3 切頂前后垂直位移分布云圖

綜合分析，對工作面頂板實施切頂卸壓后，能夠在一定程度上切斷高應(yīng)力傳導(dǎo)路線，使應(yīng)力發(fā)展不會朝向煤柱及臨近工作面巷道，有利于巷道及煤柱的穩(wěn)定，對堅硬頂板實施切頂卸壓可以取得良好的卸壓效果。

3.2.2 合理切頂角度確定

對于堅硬頂板條件，部分研究成果表明，合理的切頂角度在10°~20°范圍內(nèi)[10-12]，研究選取切頂角度分別為10°、15°、20°3 種工況進行模擬分析。結(jié)合前述關(guān)鍵層理論分析結(jié)果，切頂高度應(yīng)不小于8.12 m，這里給定切頂高度為9 m。工作面回采后，不同切頂角度下煤柱應(yīng)力變化情況見圖4。隨著與巷道距離的增加，煤柱所受應(yīng)力呈現(xiàn)先增加后減小變化趨勢，應(yīng)力峰值出現(xiàn)在距巷道10.5 m 的煤柱內(nèi)部，分別為13.3、12.4、13.8 MPa，隨著切頂角度的增加，煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值表現(xiàn)為先減小后增加，當(dāng)切頂角度為15°時，煤柱所受應(yīng)力整體較小，卸壓效果最佳，由此確定合理切頂角度為15°。

圖4 不同切頂角度煤柱垂直應(yīng)力變化曲線

3.2.3 合理切頂高度確定

根據(jù)前述分析結(jié)果，切頂高度不應(yīng)小于8.12 m，研究選取切頂高度分別8、9、10 m 的3 種工況進行模擬分析，切頂角度選取為15°。工作面回采后，不同切頂高度下煤柱垂直應(yīng)力變化情況見圖5。隨著與巷道距離的增加，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力整體表現(xiàn)為先增加后減小特征，當(dāng)切頂高度為8 m 時，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值達13.5 MPa，顯著高于后2 種工況；當(dāng)切頂高度分別為9、10 m 時，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力呈現(xiàn)交替變化特征，應(yīng)力峰值分別為12.6、12.5 MPa，整體變化趨勢不明顯，說明當(dāng)切頂高度達到一定數(shù)值后再繼續(xù)增加，并不能取得更好的切頂效果，綜合考慮鉆孔施工成本，確定合理切頂高度為9 m。

圖5 不同切頂高度煤柱垂直應(yīng)力變化曲線

4 堅硬頂板切頂卸壓與巷道支護方法

4.1 切頂卸壓方法

研究提出采用超前預(yù)裂切縫技術(shù)對堅硬頂板實施切頂卸壓，由于15 號煤層基本頂為K2 灰?guī)r，巖性堅硬，結(jié)合礦井實際情況，選用三級煤礦許用乳化炸藥，每卷炸藥規(guī)格為φ35 mm×200 mm。單個切縫卸壓爆破孔裝藥量按下式確定：

式中：W為單孔裝藥量，kg；L為切縫孔深，m，取9 m；μ為裝藥系數(shù)，取0.8；ρ為裝藥密度，kg/（孔·m），取0.3 kg/（孔·m）。

將相關(guān)參數(shù)帶入公式（8），得到單孔裝藥量為16 kg。為提高裝藥效率和爆破效果，裝藥時采用抗靜電阻燃的聚能管，采用“O”型聚能管，考慮到其外壁鉆孔質(zhì)量等因素的影響，單根聚能管長度一般1.0～2.0 m，深孔預(yù)裂爆破選用單根長度分別為1.5、2.0 m 的聚能管，采用黃沙、黃泥進行封孔。切頂卸壓鉆孔巖巷道頂板中心區(qū)域打設(shè)，與巷道頂板垂線呈15°夾角，炮孔間距1.0 m，直徑60 mm，深度9 m。為了確保炮眼內(nèi)藥包的完全引爆，采用正向裝藥，多雷管引爆。每孔使用10 m 聚能管，最后用水炮泥消焰，炮泥封孔。封孔時注意對爆破母線的保護，防止其磨損與絞纏，母線懸掛至孔壁上側(cè)，并固定好。每孔裝藥量為10 kg，雷管10 發(fā)。雷管在孔內(nèi)采用串聯(lián)連接，放炮母線必須絕緣良好，并且懸空吊掛。

4.2 切頂巷道支護方法

1）頂板支護。巷道頂板采用“錨桿+金屬網(wǎng)+錨索”聯(lián)合支護。頂錨桿為φ20 mm×2400 mm 高強度無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距1 200 mm×1 400 mm，每排布置5 根錨桿，靠近巷幫的頂板錨桿距幫部300 mm，且與頂板成15°角；頂板鋪設(shè)φ2.6 mm勾花菱形鐵絲網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格1 100 mm×10 000 mm，網(wǎng)片搭接長度為100 mm。頂錨索為φ17.8 mm×5 300 mm 的低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索，每排1 根錨索，排距1 600 mm，錨索預(yù)緊力不低于175 kN。

2）兩幫支護。兩幫采用“錨桿＋金屬網(wǎng)＋鋼筋梯子梁+錨索”聯(lián)合支護。幫錨桿φ20 mm×2 000 mm高強度無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 200 mm，每排打設(shè)4 根，錨桿與巷幫垂直布置；在安裝錨桿的位置焊接2 道縱筋，縱筋間距150 mm，以便安裝錨桿，鋼帶壓網(wǎng)；煤柱幫每排補打2 根φ17.8 mm×4 500 mm 的低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索，間排距為1 600×2 000 mm；巷道幫部采用鐵絲網(wǎng)鋪設(shè)，鋪設(shè)φ2.6 mm 勾花菱形鐵絲網(wǎng)，用16 號鐵絲每200 mm 綁扎一道，巷道支護斷面如圖6 所示。

圖6 巷道支護斷面圖

5 工程應(yīng)用效果分析

針對凌志達礦工作面堅硬硬頂條件，研究提出的堅硬頂板切頂卸壓及巷道支護技術(shù)在工作面巷道進行了工程實踐，并對方案實施前后巷道變形情況進行了監(jiān)測，結(jié)果如圖7 所示。方案實施前，巷道變形穩(wěn)定后頂板最大下沉量為415 mm，底板最大底鼓量為260 mm，煤柱幫最大移近量為410 mm，回采幫最大移近量為310 mm，嚴重制約了礦山安全生產(chǎn)；方案實施后，沿空巷道變形顯著下降，巷道變形穩(wěn)定后頂板最大下沉量為236 mm，底板最大底鼓量為178 mm，煤柱幫最大移近量為262 mm，回采幫最大移近量為195 mm，。綜合對比分析，頂板下沉量降低了43.1%，底板底鼓量降低了31.5%，煤柱幫移近量降低了36.1%，回采幫移近量降低了36.2%，巷道變形得到了良好控制。

圖7 巷道變形監(jiān)測結(jié)果

6 結(jié) 論

1）通過理論分析，凌志達礦15218 工作面頂板第二層K2 灰?guī)r為關(guān)鍵層，由于頂板泥巖與K2 灰?guī)r總厚度達8.12 m，為此對于堅硬頂板切頂卸壓參數(shù)的選擇，應(yīng)保證切頂高度大于8.12 m。

2）通過數(shù)值模擬分析，對工作面頂板實施切頂卸壓后，能夠在一定程度上切斷高應(yīng)力傳導(dǎo)路線，使應(yīng)力發(fā)展不會朝向煤柱及臨近工作面巷道，有利于巷道及煤柱的穩(wěn)定，確定合理切頂高度為9 m，合理切頂角度為15°。

3）研究提出了在巷道頂板中部實施超前預(yù)裂爆破切頂卸壓方法，以及“錨桿＋金屬網(wǎng)＋鋼筋梯子梁+錨索”的巷道聯(lián)合支護技術(shù)。通過現(xiàn)場實踐，頂板下沉量降低了43.1%，底板底鼓量降低了31.5%，煤柱幫移近量降低了36.1%，回采幫移近量降低了36.2%，巷道變形得到有效控制。