厚硬顶板沿空留巷切顶参数优化及围岩控制方法研究

许鑫涛

(晋能控股集团晋圣公司亿欣煤业,山西 晋城 048200)

我国地下煤矿开采过程中,厚硬顶板控制问题一直是矿山关注的重点,在工作面回采过后,如果厚硬顶板无法适时垮落易导致悬顶出现[1-3],一旦悬顶突然大规模垮落,将造成工作面在强矿压作用下发生冒顶事故。为有效解决这类问题,切顶卸压无煤柱开采技术应运而生[4-5]。大量生产实践表明,切顶卸压参数对于留巷的稳定性及切顶卸压效果具有重要影响[6-8]。为此,以某矿厚硬顶板综采工作面为工程背景,从理论分析与数值模拟两方面着手研究了厚硬顶板条件下切顶参数的优化方法,并提出了厚硬顶板沿空巷道围岩控制方法,为此类条件下沿空巷道切顶卸压技术的应用及巷道围岩控制提供理论及技术指导。

1 工作面概况

某矿XV2314综采工作面主采15号煤层,煤层平均厚度为2.55 m,平均倾角为5°,工作面长度为1 980 m,工作面基本顶为石灰岩,f=15～17,平均厚度为8.2 m,属于典型的厚硬顶板条件,工作面综合柱状图见图1.XV2314工作面北部为XV23141巷,西部为东轨道大巷,南部为XV2315工作面。XV2314工作面布置情况见图2.

图1 工作面综合柱状图

图2 XV2314工作面布置图

工作面采用切顶卸压自成巷无煤柱开采工艺,即对XV23142巷(回风巷)采取切顶卸压沿空留巷方式,将其作为XV2315工作面的运输巷,巷道断面尺寸为宽×高=5 m×3.5 m,切顶高度7 m,切顶角度10°.由于XV2314综采工作面顶板厚硬,切顶参数的不合理,导致沿空留巷顶板压力大,以及留巷采空区侧大面积悬顶,加剧了巷道围岩变形的发展,不利于工作面安全回采。为此,研究厚硬顶板条件下沿空巷道合理切顶卸压参数及围岩控制方法,对实现工作面安全高效回采至关重要。

2 厚硬顶板留巷切顶力学特性分析

合理切顶卸压参数的确定主要取决于厚硬顶板在采动压力作用下能否顺利垮落,对于厚硬顶板,可以将采空区顶板看作是悬臂梁结构,悬顶部分承受的载荷将均匀作用在悬臂梁上。为研究切顶卸压参数与厚硬顶板间的力学关系,建立厚硬顶板留巷切顶力学分析模型如图3所示。

图3 厚硬顶板留巷切顶力学分析模型

工作面回采过后,采空区上方顶板在采动压力影响下将发生垮冒,为满足厚硬顶板沿切顶面实现完全垮落,切顶面上部的未实施切顶的厚硬顶板所受的拉应力应满足以下关系[9]:

σu>σt

(1)

式中:σu为未切顶部分基本顶拉应力,MPa;σt为基本顶抗拉强度,MPa.

其中:

(2)

式中:Mu为未切顶部分弯矩,N·m;Wu为未切顶部分抗弯系数。

未切顶部分的弯矩及抗弯系数计算式如下:

(3)

(4)

式中:q为厚硬顶板承受载荷,N/m;x4为未切顶面边缘到悬臂梁端部的间距,m;ρ为厚硬顶板的密度,kg/m3;d2为基本顶厚度,m;h1为未切顶面高度,m.

x4与h1可由下式确定:

(5)

式中:x1为塑性区宽度,m;x2为巷道宽度,m;x3为切顶面水平投影宽度,m;x5为塑性区边缘到悬臂梁端部间距,m;d1为直接顶厚度,m;h为切顶高度,m;α为切顶角度,°.

其中x5的确定方法如下:

(6)

式中:l为基本顶周期来压步距,m;L为工作面长度,m.

将公式(3)～(6)带入公式(2)可得:

(7)

根据该矿实际工作面赋存条件,x1=4.5 m,x2=5 m,x3=htanα,l=14.5 m,L=1 980 m,q=0.2 MPa,ρ=2 560 kg/m3,d2=8.2 m.将相关参数带入上式可得:

(8)

由公式(8)可以看出,对于未切顶部分厚硬顶板所受拉应力大小与切顶高度及切顶角度密切相关。将矿山原用切顶高度7 m、切顶角度10°带入公式(8)计算得:σu=1.73 MPa.而厚硬基本顶抗拉强度为2.6 MPa,计算值小于厚硬基本顶的抗拉强度,导致悬顶问题出现。为此,只有两个切顶参数合理优化匹配,才能够确保顶板所受拉应力大于其抗拉强度,使顶板顺利垮落。

3 切顶参数优化数值模拟分析

3.1 数值模型构建

通过前述理论分析,切顶高度与切顶角度对于厚硬顶板的垮落条件具有显著影响,为得到合理切顶参数值,研究采用Flac3D数值软件对厚硬顶板切顶参数的合理值进行分析。所构建的数值模型尺寸为长×宽×高=240 m×240 m×110 m,模型底部及四周进行位移约束,上部施加载荷等效上覆岩层自重,岩体力学参数见表1.

表1 岩体力学参数

3.2 数值结果分析

1) 切顶高度模拟结果。研究选取切顶高度分别为8 m、9 m与10 m进行数值模拟分析,模拟结果见图4～图6.当切顶高度为8 m时,沿空巷道煤帮内存在明显的应力集中区域,该区域垂直应力峰值为41.2 MPa,在巷道顶板上方存在显著的卸压区,该区域垂直应力峰值为19.6 MPa,见图4(a),说明切顶可降低顶板上方一定范围的应力集中程度。此时,巷道顶板垂直位移为286 mm,顶板下沉量较大,见图4(b)。

图4 8 m切顶高度模拟结果

当切顶高度为9 m时,煤帮内应力峰值为40.4 MPa,卸压区垂直应力峰值为18.8 MPa,见图5(a)。此时,巷道顶板垂直位移为236 mm,顶板下沉得到有效控制,见图5(b)。

图5 9 m切顶高度模拟结果

当切顶高度为10 m时,煤帮内应力峰值为40.2 MPa,卸压区垂直应力峰值为18.4 MPa,见图6(a)。此时,巷道顶板垂直位移为232 mm,顶板下沉得到有效控制,见图6(b)。

图6 10 m切顶高度模拟结果

不同切顶高度下巷道煤帮内垂直应力及顶板垂直位移变化情况见图7.可以看出,随着切顶高度的增加,巷道煤柱内垂直应力及顶板垂直位移均呈现减小趋势。当切顶高度由8 m增加至9 m时,巷道煤帮侧垂直应力及顶板垂直位移整体降低幅度较大;当切顶高度由9 m增加至10 m时,巷道煤帮侧垂直应力及顶板垂直位移整体降低幅度很小,说明当切顶高度为9 m时,巷道所受应力及垂直位移基本趋于稳定,此时顶板垂直位移为236 mm,在可控范围内,继续增大切顶高度将增加切顶施工成本,综合考虑,确定合理切顶高度为9 m.

图7 不同切顶高度模拟结果

2) 切顶角度模拟结果。通过前述分析,确定合理切顶高度为9 m,在此高度下研究选取切顶角度分别为10°、15°及20°进行数值模拟分析,模拟结果见图8～图10.当切顶角度为10°时,巷道煤帮内垂直应力峰值为41.3 MPa;顶板卸压区垂直应力峰值为19.6 MPa,见图8(a)。此时巷道顶板最大垂直位移为275 mm,见图8(b)。

图8 10°切顶角度模拟结果

当切顶角度为15°时,巷道煤帮内垂直应力峰值为38.5 MPa;顶板卸压区垂直应力峰值为17.5 MPa,见图9(a)。此时巷道顶板最大垂直位移为215 mm,见图9(b)。

图9 15°切顶角度模拟结果

当切顶角度为20°时,巷道煤帮内垂直应力峰值为39.3 MPa;顶板卸压区垂直应力峰值为18.2 MPa,见图10(a)。此时巷道顶板最大垂直位移为265 mm,见图10(b)。

图10 20°切顶角度模拟结果

不同切顶角度下巷道煤帮内垂直应力及顶板垂直位移变化情况见图11.可以看出,随着切顶角度的增加,顶板上覆应力集中区及卸压区内最大垂直应力表现为先减小后增加特征。当切顶角度由10°增加至15°时,巷道煤帮侧垂直应力及顶板垂直位移降到最小;当切顶角度由15°增加至20°时,巷道煤帮侧垂直应力及顶板垂直位移整体增加。结果表明,持续的增加切顶角度并不能有效保证巷道的稳定,当切顶角度为15°时,一方面有利于采空区矸石的垮落,减小应力集中程度,另一方有利于控制巷道围岩稳定,顶板最大下沉量降低至215 mm,由此确定合理切顶角度为15°.

图11 不同切顶角度模拟结果

将切顶高度9 m及切顶角度15°带入公式(8)计算得,未切顶部分厚硬顶板所受拉应力为5.79 MPa,而基本顶K3石灰岩的抗拉强度为2.6 MPa,表明该切顶参数下厚硬顶板能够完全垮落,也进一步验证了数值模拟得到的切顶参数匹配是合理的。

4 沿空巷道围岩控制方法

对XV23142巷在实施切顶卸压的同时,还应进一步加强巷道围岩的控制,以防止厚硬顶板带来的强矿压作用导致巷道变形发展。为此,研究提出对沿空巷道实施加强支护的围岩控制方法。

1) 顶板支护。顶板提出“锚杆索+钢筋网+梯形钢筋托梁”组合支护方法,顶锚杆无纵肋螺纹钢树脂锚杆,间排距为900 mm×1 000 mm,锚固力不低于126 kN,预紧力矩不低于300 N·m,每排6根,顶帮角位置锚杆与顶板成75°夹角;顶锚索为钢绞线锚索,间排距为1 200 mm×3 000 mm,由原来的每排2根改为每排4根,预紧力不低于180 kN,张拉结束后利用双股10号铁丝缠绕到锚索锁具下部并连接顶网起防坠作用;同时,在巷道顶部加挂T4600×70/14 80×70的梯形钢筋托梁,以及型号为GW 4.0/100-2 600 mm×1 600 m的钢筋网。

2) 两帮支护。煤帮侧锚杆间排距为800 mm×1 000 mm,锚固力不低于126 kN,预紧力矩不低于300 N·m,加挂梯形钢筋托梁。为避免采空区侧矸石涌入沿空巷道,采空侧采用“可缩U型钢+金属网+单体支柱”组合支护,其中单体支柱采用π型梁与顶板紧固,间排距为1 000 mm×5 500 mm,由此形成统一的支护结构体,巷道支护断面见图12.

图12 巷道支护断面图(单位:mm)

5 现场实践效果

5.1 切顶卸压效果

研究提出的优化后的切顶参数在XV23142巷进行了现场预裂爆破试验,现场试验的10 m孔每孔6根聚能管,第4根聚能管长500 mm,封泥长度为2.5 m,爆破方式为4连孔、间隔1孔,一次起爆8个爆破孔。采用CXK6矿用本安型钻孔成像仪对爆破过的钻孔进行窥视,孔内窥视裂缝如图13所示,裂缝率达到80%以上,切顶效果良好。

图13 顶板表面切缝连孔效果图

5.2 巷道围岩控制效果

为分析沿空巷道围岩的控制效果,对XV23142巷道顶板及煤帮侧位移变化情况进行了现场监测,监测结果见图14.可以看出,随着滞后工作面距离的增加,顶板下沉量及煤帮侧位移量整体表现为缓慢增加-快速增加-平稳波动变化特征。其中滞后工作面50 m范围为缓慢增加阶段,滞后工作面50～150 m范围为快速增加阶段,滞后工作面150 m以外为平稳波动阶段。巷道变形平稳后,顶板最大下沉量为172 mm,煤帮侧最大位移量为116 mm,通过现场实测,沿空巷道变形整体可控,保障了工作面安全高效回采。

图14 沿空巷道变形监测结果

6 结 语

1) 构建了厚硬顶板巷道切顶力学分析模型,确定未切顶部分厚硬顶板所受拉应力大小与切顶高度及切顶角度密切相关,为保证厚硬顶板顺利垮落,两个切顶参数需合理优化匹配。

2) 基于数值模拟分析与理论验证,在9 m切顶高度与15°切顶角条件下,未切顶部分坚厚顶板所受拉应力大于基本顶抗拉强度,厚硬顶板能够完全垮落。

3) 对于该矿厚硬顶板,在优化切顶参数基础上,配合顶板“锚杆索+钢筋网+梯形钢筋托梁”补强支护及两帮“锚杆+可缩U型钢+金属网+单体支柱”联合支护,可实现巷道围岩的有效控制。

4) 现场实践结果表明,优化后的切顶参数裂缝率达到80%以上,切顶效果良好;同时,巷道顶板及煤帮侧最大位移量分别为172 mm与116 mm,沿空巷道围岩控制效果显著,保障了工作面安全高效回采。