切顶卸压开采巷道矿压分布特征研究

冯 烜

(山西省地质矿产研究院， 山西 太原 030001)

近年来，切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术以其回采率高得到了广泛的应用[1-3]. 沿空留巷在经历本工作面采前、采后及下一工作面超前强烈采动，留巷顶板离层量大且破碎难以形成承载结构，致使沿空留巷顶板变形破坏严重甚至发生冒顶垮落事故，严重影响工作面安全生产[4]. 顶板一旦破坏失稳将直接导致沿空留巷失败，因此，为保障沿空留巷段巷道的安全稳定，学者们对其矿压显现特征进行了大量研究。武精科等[5]针对深井沿空留巷顶板提出了“多支护结构”控制系统。赵萌烨等[6]研究表明，无煤柱切顶留巷巷道矿压随工作面的临近而逐渐增大,采动过程中靠近采空区侧的巷道矿压显现程度更为剧烈，表现出明显的非对称性特征。巷道矿压显现的主要过程集中在快速变形阶段，需加强对巷道围岩的控制。迟宝锁等[7]采用现场实测的研究方法，对留巷及留巷复用期间的支护结构受力和顶板变形特征进行了研究；留巷期间巷道变形与切顶护帮支架压力演化过程可分为初始稳定期、剧烈变形期、缓慢过渡期、压实稳定期4个阶段。然而，由于切顶卸压沿空留巷服务期间顶板变形破坏影响因素多、控制难度大、突发性冒顶危险性系数高，对于此类巷道仍需要根据矿井具体情况进行矿压分布特征研究，为沿空留巷巷道施工与支护设计提供指导。

1 工程概况

某矿煤层平均厚2.6 m，属稳定可采煤层，1306工作面标高978～964 m，工作面倾向长460 m，走向长200 m，工作面倾角2°～6°，采用长壁式采煤方法，垮落法管理顶板。煤层基本顶为灰岩，直接赋存在煤层上方，厚8.9～16.36 m；直接底为泥岩，厚1.8 m. 工作面综合柱状图见图1.

图1 工作面综合柱状图

工作面采用切顶卸压无煤柱开采技术，设计沿空留巷360 m(图2). 该技术取消巷旁煤柱或充填体(岩柱)的存在，充分利用采空区上方顶板岩石的碎胀特性充填采空区，转移巷道顶板上方的应力集中。为保障沿空留巷安全可靠，需研究其矿压显现特征，为巷道施工及支护设计提供指导。

图2 1306工作面平面图

2 切顶卸压开采施工工艺

对于切顶卸压开采工艺，当工作面形成后，巷内及采空侧采用恒阻大变形锚索进行支护，恒阻锚索支护完成后，超前工作面一定距离施工聚能爆破钻孔，并进行双向聚能拉伸爆破，在采空区侧顶板形成预裂切缝面，通过双向聚能拉张爆破，形成“切顶短臂梁结构”，切断采空区顶板与沿空巷道顶板的应力传递路径，消除采动应力对沿空巷道顶板的影响；待工作面煤层回采后，及时紧贴爆破切顶线布置单体支柱和工字钢(或U型钢)进行挡矸支护，巷内采用高强度支架或密集单体支柱进行支护；此时采空区顶板在自重及矿山压力作用下，沿切缝面自动垮落形成巷帮，而回采巷道顶板在支护作用下得以保留；待顶板充分垮落压实后，逐步回撤巷内临时支护，并对垮落形成的巷帮进行喷浆处理，用以密闭采空区。技术原理见图3.

图3 切顶卸压开采技术原理图

3 切顶卸压巷道矿压特征分析

3.1 锚索受力特征分析

根据现场施工及工作面推进情况，共布置10个锚索应力计，相邻应力计间距为50 m，布置方式见图4，1#—4#测点位于卸压区，分布范围170 m，5#—10#测点位于卸压区，范围达270 m，其中3#和6#锚索应力值随工作面推进位置变化曲线见图5.

对于3#锚索，其初始预紧力约为275 kN，超前工作面锚索所受应力平稳，超前影响不明显。受超前支撑压力的影响，滞后工作面0～60 m锚索压力变化明显，表明在此范围内顶板发生折断运动，在滞后约10 m处，锚索压力最高约为325 kN，随后急剧降低，在滞后40 m处最小，约为122 kN，随着滞后距离的增加，锚索压力逐渐增加，滞后距离达100 m时趋于稳定。对于6#锚索，压力变化趋势与3#锚索相近，初始预紧力约为260 kN，滞后工作面0～40 m锚索压力变化明显，锚索压力最大约为310 kN，最小约为140 kN，滞后距离达90 m后趋于稳定。

监测结果表明，随着工作面推进，受顶板覆岩周期断裂冒落的影响，在滞后工作面0～40 m变化显著，可达310～325 kN，此时恒阻器作用明显，巷道变形发展趋于平稳后，预紧力快速降低，最低可达122～140 kN. 在恒阻器保护作用下，锚索在工作面超前位置发挥吸能作用，恒阻锚索变形卸压效果显著。

3.2 顶板离层变化特征分析

为研究顶板离层变化特征，在顶板适宜位置布设10个顶板离层监测站，每个监测站布置深部与浅部两个监测点，深部距顶板10 m，浅部距顶板4 m，其中2#与6#离层仪监测结果见图6.

图6 顶板离层监测变化曲线图

基于切顶卸压区的2#离层仪监测结果，超前工作面顶板完好，基本没有发生明显离层；随着滞后工作面距离的增加，离层呈“S”型曲线发展，滞后工作面0～90 m离层显著，随后离层发展趋于稳定，深部顶板离层程度高于浅部，深部最大离层量达159 mm，浅部最大离层量达138 mm；对于未卸压区的6#离层仪监测情况，整体变化趋势与2#离层仪监测结果相近，不同之处在于，主要离层发展位于滞后工作面0～120 m，深部最大离层量为155 mm，浅部最大离层量为78 mm，二者相差较大。

监测结果表明，受采动压力影响，卸压区内顶板离层发展较均匀，能够快速断裂冒落充填采空区，未卸压区顶板离层主要以深部断裂冒落为主，离层影响范围更大。

4 巷道围岩变形特征

4.1 巷道顶底板变形特征

为分析沿空留巷内巷道顶底板位移变化情况，采取十字监测法进行布点监测，每20 m布置一组测点，布设方式见图7.

图7 十字测点测量方法图

不同测点的监测结果见图8. 从图8可以看出，不同测点顶底板位移量不同，对于卸压区内的2#测点，顶底板最大位移达295 mm，顶板下沉量最高达235 mm，底鼓量达60 mm；对于未卸压区内的6#测点，顶底板最大位移为380 mm，顶板下沉量最高为250 mm，底鼓量为130 mm. 卸压区的变形发展位于滞后工作面120 m范围内，巷道顶底板变形发展速率较大，矿压显现显著；未卸压区的变形发展位于滞后工作面160 m范围内，影响范围及变形量均大于卸压区，顶板下沉过程中在滞后工作面120 m位置出现短暂的停滞现象，随后快速发展。

图8 巷道顶底板位移变化曲线图

4.2 巷道两帮变形特征

沿空留巷内巷道两帮位移变化监测结果见图9. 巷道两帮位移呈现波动增长趋势，变形发展主要取决于煤帮侧的位移变化。对于卸压区内的2#测点，两帮变形影响范围约为180 m，最大位移量达26 mm，切缝处的位移主要为负增长，滞后工作面130 m后平稳发展；在滞后工作面80～120 m，煤帮侧帮鼓速率增加，矿压显现显著。对于未卸压区内的6#测点，变形影响范围约为170 m，两帮最大位移达57 mm，在滞后工作面60～100 m，煤帮侧帮鼓严重，矿压集中显现，矿压显现部位也要超前于卸压区，进一步体现了切顶卸压的作用。

图9 巷道两帮位移变化曲线图

5 结 论

1) 通过对切顶卸压巷道矿压特征分析，受采动压力影响，顶板离层呈“S”型曲线发展，卸压区内顶板离层发展较均匀，能够快速断裂冒落充填采空区，未卸压区顶板离层主要以深部断裂冒落为主，离层影响范围更大。

2) 通过对随工作面推进矿压特征分析，工作面滞后20～100 m，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，应力与累计沉降值变化趋于平稳，所发生的轻微变形主要受高应力作用影响。

3) 通过对巷道围岩变形特征分析，卸压区巷道顶底板变形发展速率较大，矿压显现显著，未卸压区的变形发展影响范围及变形量均大于卸压区，矿压显现部位也要超前于卸压区；巷道两帮位移呈现波动增长趋势，变形发展主要取决于煤帮侧的位移变化。