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切顶护巷技术在综采面末采期的应用研究

2024-08-10 73 上传者：管理员

摘要：针对工作面末采期间，工作面采动超前影响引发的大巷围岩严重变形现象，文章通过理论研究和数值模拟技术方法，对常村煤矿S6-8工作面的超前支承压力及变化特征进行了分析研究，提出了定向预裂切顶卸压技术。通过现场试验及监测数据分析，采用切顶卸压技术之后，巷道变形速率发生突降，围岩应力环境得到明显改善，停采线煤柱宽度由原来的75 m缩减到了60 m,大大提高了矿区的回采率，同时还确定了合理的切顶高度为16 m.该技术不仅能够降低采动超前的影响程度及范围，提高煤巷稳定性，而且能进一步优化停采线煤柱尺寸，提高采区回采率。

关键词：
冒顶
切顶护巷
定向预裂
末采期
超前支承压力
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工作面回采时打破了其上覆岩层原有的应力平衡状态，上覆岩层及巷道的应力重新分布，进而在煤壁前方产生超前支承压力，导致大巷出现片帮、冒顶等破坏，而设计停采线的目的就是保护工作面前方大巷避免出现上述问题。另外，停采线还影响着煤炭回采率和围岩变形控制成本。现阶段普遍存在的主要问题就是在保证大巷稳定性的基础上，提高回采率。

目前较为成熟的解决方法主要为切顶卸压技术，已有许多专家学者针对以上问题进行了深入研究。王子升等[1]针对厚煤层、高强度开采岩空留巷严重变形问题，提出了定向预裂爆破切顶卸压技术，为邻近采空区巷道保护提供了有效借鉴。朱文庆等[2]通过理论计算与数学建模，提出了工作面末采段深孔预裂爆破技术，并结合实际工程验证了该技术的可靠性。蒲文龙等[3]在进行煤柱宽度致灾分析的基础上，提出了定向断裂切顶卸压围岩控制技术，为井下工作面安全生产提供了理论支撑。万海鑫等[4]利用数值分析研究了爆破卸压原理，将切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术应用于轿子山煤矿，提高了煤炭资源开采效率。

本文以常村煤矿S6-8工作面为例，在常规的停采线煤柱设计基础上，应用切顶卸载理论，对切顶护巷技术在综采面末采期间的应用进行研究，并结合现场实验进行验证，结果表明，该研究成果能够在保证大巷稳定的同时进一步提高采区回采率。

1、工程概况

1.1工作面基本情况

S6-8工作面(图1)开采山西组中下部3号煤层，煤层赋存稳定，平均煤层厚度6.06 m,平均采高为(3.2±0.1) m,煤层倾角0°～5°,埋藏深度处于326.7～406.9 m之间，走向长壁式开采、全部垮落法管理顶板。该工作面内不存在影响生产的大型地质构造，且无瓦斯、煤尘爆炸、煤自燃、温度异常、热害、采空区积水等不利问题。该煤层顶板地层依次为砂质泥岩(2.6 m)、粗砂岩(5.9 m)、泥岩(2.5 m)、细砂岩(6.7 m)、粗砂岩(4.1 m),底板为泥岩(2.5 m)。

图1工作面布置图

1.2关键层确定

众所周知，基本顶承受自身荷载及其上部岩层荷载，该作用可采用梁氏模型按均布载荷处理。如图2所示。通过该模型计算出S6-8工作面关键层为基本顶粗砂岩。

2、停采煤柱理论计算

井下进行顶板及大巷支护时，必须充分考虑采动产生的超前支承压力，其影响范围包括破裂区、塑性区、弹性区以及原岩应力区，分别对应图3中的Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ区域。

图2岩层载荷及力学计算模型

图3超前支承压力影响分布

其中，超前支承压力峰值实际位置距煤壁长度可按公式(1)计算：

式中：x0为超前支承压力峰值实际位置距煤壁长度，m;m为采高，m;φ为煤层内摩擦角，°;c为煤层粘聚力，MPa;k为应力系数；γ为平均上覆地层容重，kN/m3;H为上覆地层厚度，m.

将S6-8工作面各参数信息代入公式(1),计算出超前支承压力峰值实际位置距煤壁长度结果见表1.

弹性区范围为峰值点至弹性末端处σz=YH,可根据公式(2)进行计算：

式中：x0为超前支承压力距工作面煤壁距离，m;m为采高，m;β为侧压系数；f为层面间摩擦系数。

根据公式(2)计算出该工作面弹性区影响范围是56.2 m,其与前述超前支承压力峰值实际位置距煤壁长度之和为65.1 m,该值可作为超前支承压力影响范围。

停采煤柱合理留设宽度可根据公式(3)进行计算：

L=L0+(0.4～0.6)l[5-6](3)

式中：L为煤柱宽度，m;L0为与超前支承压力影响范围数值相同，m;l为周期来压步距，取20～22.

根据公式(3)计算出停采煤柱合理留设宽度介于73.9～78.3 m之间，结合S6-8工作面实际采矿地质条件，确定该工作面停采煤柱宽度理论值为75 m(不切顶)。

表1超前支承压力峰值距煤壁长度计算结果

3、切顶卸压护巷数值模拟研究

3.1模型建立

为分析切顶卸压护巷应用效果，基于S6-8工作面地质采矿条件，采用Flac3d数值模拟软件构件地质模型。模型尺寸为长144 m,高60 m,底板厚度取10 m,煤层厚度取6 m,顶板厚度取44 m,工作面老顶悬板长度取20 m,切顶位置位于大巷和停采线之间，距大巷16 m,切顶高度为大巷以上16 m.边界条件左右及底部取位移边界，模型顶面取应力边界条件，用来模拟上覆岩层的作用。本构关系采用库伦摩尔模型，各岩层参数参照S6-8工作面3号煤层及其顶底板岩体力学试验结果，见表2,所建模型如图4所示。

表2 3号煤及其顶底板物理力学参数测试结果

图4数值模拟模型示意

3.2模拟方案

为分析不同煤柱宽度、切顶高度和切顶时间对应大巷的位移、应力变化情况，研究不同切顶方案下大巷围岩变形规律及支架荷载变化规律，本次模拟共设计了3个模拟方案，分述如下：

模拟方案一(煤柱宽度影响分析):不同煤柱宽度(80 m、70 m、60 m、50 m、40 m),在切顶和不切顶条件下，分别对应的顶底板位移量及巷道围岩应力分布状况。

模拟方案二(切顶高度影响分析):不同切顶高度(10 m、13 m、16 m、20 m、24 m)对应的大巷表面位移量，分析大巷表面位移量随不同的切顶高度的变化规律，并据此分析出合理的切顶高度。

模拟方案三(切顶时间影响分析):计算切顶时停采线距采煤工作面100 m、80 m、60 m、40 m、20 m、0 m时，切顶对应的大巷表面位移量及支架荷载，据此给出合理的切顶时间。

3.3模拟结果分析

1)不同煤柱宽度大巷顶底板移近量分析。

不同煤柱宽度时是否进行顶板预裂条件下大巷顶底板移近量见图5.

图5切顶和不切顶情况下大巷顶底板移近量与停采线煤柱宽度曲线

从图5中可知：停采线煤柱宽度40 m、60 m、80 m时，顶板不预裂条件下，对应的顶底板位移量分别为650 mm、210 mm、100 mm,顶板预裂条件下，对应的顶底板位移量分别为260 mm、94 mm、31 mm.这表明无论煤柱宽度多大，预裂后，巷道的顶底板位移量都有大幅的减小，预裂实施效果明显。

2)不同煤柱宽度大巷围岩应力分析。

煤柱宽度分别为40 m、60 m、80 m时，在顶板预裂和不预裂两种顶板条件下，大巷围岩垂直应力分布情况：煤柱宽度与围岩塑性影响范围成反比，通过顶板预裂，大巷的变形量明显减小，大巷围岩塑性区减小，而煤柱中的应力略有增加，故通过顶板预裂减小大巷围岩应力，减小围岩变形量是可行的。

3)不同切顶高度时大巷表面位移量。

图6为不同切顶高度时大巷表面位移量曲线图，可以看出，随着切顶高的增加，大巷顶底板位移量和两帮位移量均逐渐减小；尤其当切顶高度从10 m变化到16 m时，大巷表面位移量迅速减小，而切顶高度从16 m变化到24 m,大巷表面位移量减小趋势趋于平缓。分析发现，切顶高度16 m对应的岩层为细砂岩关键层，因此可选择细砂岩关键层作为切顶位置为最优位置。

图6不同切顶高度时大巷表面位移量

4)不同切顶时间影响分析。

不同切顶时间对应的大巷表面位移量变化曲线图、支架荷载变化曲线图如图7和图8所示。

图7不同切顶高度时大巷表面位移量

从图7中可以看出，切顶时停采线距工作面距离与大巷顶底板位移量成反比，这说明切顶越早，顶板垮落越充分，巷道表面位移量越小，但是切顶时间的选择对大巷变形量影响有限。

图8不同切顶时间支架荷载

从图8中可以看出，切顶时停采线距工作面距离从0 m增加到100 m,支架荷载有一定程度的增加，从0.49 MPa增加到0.6 MPa,这说明切顶越早，老顶垮落越充分，造成支架荷载越大，切顶时停采线距工作面距离60 m左右，荷载变化较快，这是超前支承压力明显影响切顶处顶板进一步断裂造成的，切顶时停采线距工作面100 m以上支架荷载不再明显增加，即荷载为0.6 MPa,小于工作面额定荷载，说明切顶对支架是安全的。

综上所述，为了确保支架的安全，切顶时停采线距工作面距离60 m以内是合理的。

4、切顶卸压护巷现场试验及效果分析

4.1现场试验

1)根据上述模拟结果及实际工作条件，共布设11个炮眼，均位于材料斜巷。炮眼孔径75 mm,长约21.6 m,间距约6 m,倾角46°,采用Φ35三级乳化炸药，Φ50凹槽爆破筒，装药长约12 m,封孔约9.6 m.炮眼平面、剖面布置图如图9和图10所示。

图9炮眼平面图

图10炮眼剖面图

4.2监测点布置

为了分析切顶卸压后巷道的稳定性，在材料斜巷布置了6个变形监测点，监测点布置图如图11所示。

图11材料斜巷监测点布置图

4.3位移监测结果分析

图12、图13为切顶前后部分监测点所在围岩位移与时间、距工作面距离的变化曲线图。

图12 1号测点表面位移图

图13 4号测点表面位移图

观察上图可知，材料斜巷距工作面73 m时，巷道位移发生突变，且距离越小，其变化速率越快，位移值越大；开采结束后，虽然巷道位移量还在增加，但是速率有所减小。当实施切顶卸压后，巷道变形速率骤降且接近于0,说明爆破作用下，煤层顶板与关键层间的联系被切断，阻止了超前支承压力的传递，使得围岩压力减小并逐渐稳定。

绘制监测点最终变形量与煤柱宽度曲线图，如图14所示。

图14巷道终态变形量与煤柱宽度曲线图

观察图14可知，实施顶板预裂之后，煤柱宽度为55 m时，巷道位移基本不再发生变化。说明55 m可作为切顶卸压控制巷道变形的煤柱宽度临界点，为充分保证井下回采安全，可将停采线煤柱宽度设为60 m.

5、结语

本文通过数值模拟、切顶试验及位移监测等手段，对切顶卸压技术在综采工作面的应用进行了研究，并得出以下结论：

1)通过梁氏模型计算出S6-8工作面基本顶粗砂岩为其关键层。该工作面超前支承压力作用范围约65.1 m,距煤壁8.9 m时可达到峰值。理论上，该工作面停采保护煤柱宽度为75 m.

2)建立了常村煤矿S6-8工作面三维地质模型，对不同煤柱宽度、不同切顶高度和切顶时间下的围岩变形情况进行模拟，模拟结果表明：在切顶条件下，将保护煤柱宽度设为60 m,切顶高度设为16 m最为合理。

3)根据现场试验情况及切顶前后位移监测成果可知，实施切顶卸压后，大巷围岩变形量及变形速率明显减小，这表明该技术不仅能阻断超前支承压力的传递，保障围岩稳定性，而且能够减小停采煤柱留设宽度，提高采区回采率。

参考文献:

[1]王子升,杨永亮,王文.高强度开采条件下巷道切顶护巷技术研究[J].能源与环保,2022,44(3):298-302.

[2]朱文庆,郝兵元,刘世涛,等.工作面末采段深孔预裂切顶护巷技术研究[J].煤炭工程,2022,54(5):97-103.

[3]蒲文龙,张国华,毕业武.定向断裂切顶卸压窄煤柱沿空掘巷关键技术研究[J].工业安全与环保,2014,40(5):45-47.