切顶卸压技术在高水材料沿空留巷中的应用研究.pdf

D0I:10.17.2023.03.002文章编03-0009-05中图分类号：TD353文献标识码：AJinneng Holding Science and Technology2023年6 月9第3 期（总19 1期）晋控科学技术切顶卸压技术在高水材料沿空留巷中的应用研究刘建锋（西山煤电集团公司西铭煤矿，山西太原0 3 0 0 5 2）摘要：为解决西山煤电集团公司西铭煤矿42 2 0 6 巷沿空留巷切顶卸压技术关键问题，建立巷旁充填体条件下的切顶力学模型与充填体支护阻力计算式，并对爆破切顶参数、巷道支护方案、高水材料充填巷道流程进行设计。结果表明：巷旁充填体所需支护阻力为13 42 kN/m，巷道采用单体液压支柱+锚杆支护+铰接顶梁+菱形金属网挡研支护方案可以有效维护巷道围岩，实施切顶后，端头液压支架应力值由13 16 MPa降低至10 14MPa。关键词：沿空巷道；巷道充填体；切顶卸压；预裂爆破；巷道支护0引言采用沿空巷道技术可以缓解采掘关系紧张问题，提高煤炭资源回收率。工作面回采过程中，采空区上方顶板的悬臂结构将会使巷道承受过高的侧向支承压力，造成巷道围岩变形严重，支护困难，采用切顶卸压技术可以显著改变留巷段的应力环境2。康红普等3 总结了我国煤矿巷道变形破坏机理，针对千米超深巷道支护问题，设计了全断面高预应力锚杆、锚索、注浆联合支护技术。何满潮等4研究了切顶护巷的矿压分布规律，提出了无掘巷卸压效应和顶板切缝效应概念。朱珍等5 针对沿空巷道顶板下沉问题，推导了下沉量计算式，针对厚硬顶板留巷问题，提出了巷旁支护体适应性原理以上研究多是围绕沿空巷道顶板力学结构的理论分析，对于工程技术的实地研究及多技术的耦合研究较少。本文以西山煤电集团公司西铭煤矿（简称：“西铭煤矿”)42 2 0 6 巷为背景，研究高水材料沿空留巷中实施预裂爆破切顶卸压与巷道支护的工程应用技术。1工程概况西铭煤矿42 2 0 6 工作面井下位于西十二采区左翼，东为42 0 2 0、42 0 18 采空区，南为42 2 0 8 采空区。西邻西十二左翼回风巷，北为42 2 0 4工作面。该工作面所采2 煤层结构简单，平均倾角2。煤层厚度1.6 0 2.10m，平均厚度1.8 0 m，属稳定煤层。掘进期间瓦斯绝对涌出量为0.5 m/min，工作面所属采区及开采煤层无瓦斯动力现象，无煤与瓦斯突出现象。煤层顶底板岩性特征如表1所示。表1西铭煤矿顶底板岩性特征表顶底板名称岩石类别硬度厚度/m0.8015.18基本顶中粒砂岩38.00砂页岩1.00 2.45顶板直接顶3互层1.700.200.50伪顶页岩30.301.71 5.30直接底细粒砂岩352.62底板0.003.80基本底泥岩352.762沿空巷道切顶力学分析沿空巷道条件下，随着工作面的逐渐推进，采空区顶板会在巷旁充填体上方发生破断，由完整岩块断裂为岩块AB（巷道上方顶板）与岩块BC（采空区上方顶板）。由于岩块BC在断裂的过程中，会对岩块AB产生挤压和摩擦的传递力学作用。所以在此期间，巷旁充填体需提供足够的支撑力，用以维护巷道上方顶板的完整性，使其不发生大变形。沿空巷道充填体切顶作用下的力学模型如图1所示。JinnengHoldid Technology102023年第3 期晋控科学技术Nc9Tc岩块BCMo岩块ABTNA煤体巷道充填体采空区图1沿空巷道充填体切顶力学模型现对图1所示力学模型进行力学分析。在采空区上方顶板发生断裂之前，采空区下方研石堆对顶板的整体结构无力学作用，但由于其自身的悬臂结构以及相邻岩梁的挤压作用，会产生剪力Nc与推力Tc,其中推力T。如式(1)所示：LqcosT.=(1)2(h-S.)式中：为煤层倾角，;L为AC岩块的长度，m;q为AC岩块单位长度的自重，kN/m;h为AC岩块的厚度，m；Sc 为AC岩块被切断时C端的下沉量，m。随着工作面推进过程中，扰动应力和支承压力逐渐增加，采空区上方顶板的弯矩与挠度满足破断阈值发生断裂，完整顶板被分割为岩块AB与岩块BC。对岩块BC进行力学平衡分析可得式（2）：N;-qcos-Nc=O(2)T,=Te+qsine同时根据ZMBc=0，可得式(3)与式（4)：=0(3)Te(h-S)+q s i n -e(h-S.)M,+T(h-S.)+s i n clt-AS)-2q cos.cN.(4)e对岩块AB进行受力分析，由于ZMAB=O，可得巷旁充填体支护力P如式（5）所示：P,=M,+(Nc+qcos e)(x+c+d)+(5)(T+qsin.e)(h-Ss)-M。-qsina(xo+c+d)(-S.)/(x+c+式中：c为巷道宽度，取3.6 m；d 为巷旁支护体宽度，取1.6mh为基本顶岩层厚度，取8 m;P为充填体支护力，MPa；M,为顶板破断弯矩，Nm;M为A端顶板残余弯矩，Nm；9。为直接顶单位长度自重，kN/m；S.为顶板跨落前B端的下沉量，m;e为岩块BC的长度，m；,为煤体支撑力，MPa。煤体支承压力，和应力极限平衡区宽度x。计算方法如式(6)与式(7)所示：2g中0C。PC。MA(6)etgoAtgp。C。kycosH+MAtg。X。.ln(7)2tgoC。十tgPoA式中：Co、P。为内聚力和内摩擦角，取2 MPa、2 5;P.为支护阻力，等于P;A为侧压系数，取0.4;M为采高，取1.8m;H为开采深度，取48 0 m；为覆岩容重，取2 5 N/m;k为应力集中系数，取2。根据西铭煤矿42 2 0 6 工作面地质情况代入参数，煤层倾角2，控顶长度2 0 1m，基本顶的厚度8 m，直接顶厚度1.8 m，巷道宽度3.6 m，充填体宽度1.6 m，采深480m，上覆岩层的容重2 5 kN/m，应力集中系数2.0，岩块抗拉强度8 MPa，侧压系数0.4，内聚力2.0 MPa，代入上式可得西铭煤矿42 2 0 6 沿空巷道充填体的支护阻力为13 42 kN/m。3坚硬顶板聚能爆破参数设计在实际工程中，沿空巷道的维护过程中常面临采空区顶板无法正常跨落的情况，由此导致巷道围岩所受侧向支承压力过高，使巷道围岩难以维护。因此，为避免顶板难以断裂的情况，采用聚能预裂爆破方式对顶板进行强制切顶处理。西铭煤矿工作面上方为1.8m厚的砂岩、页岩直接顶，直接顶上方为8 m厚度的中粒砂岩基本顶，考虑到切顶后跨落的研石对采空区的充填效果，切顶设计高度如式（8)所示。M=HM/(f-1)(8)式中：M.为切顶高度，m;f为岩石碎胀系数，取1.3;HM为煤层厚度,取1.8 m。根据计算数据，采空区研石充满采空区为上方顶板提供支撑力时，理论切顶高度为6.0 m。由此通过计算可得炮孔深度为6.2 m，为使顶板易于垮落，减轻采刘建锋：切顶卸压技术在高水材料沿空留巷中的应用研究2023年第3 期11空区顶板断裂下沉时对巷道上方顶板的下坠力影响，设计时使炮孔向采空区方向倾斜10。进行炮孔切缝时，保证炮孔距离充填体3 0 0 5 0 0 mm距离布置。为使炮孔爆破过程中的连续性，使顶板完整切落，需要对预裂爆破钻孔的间距进行设计，聚能预裂爆破钻孔的间距d和炮孔直径E满足以下经验关系式：E=2ad(9)式中：E为炮孔间距,mm;为距离参数，由于基本顶为中粒砂岩，取17;d为炮孔直径，3 5 mm。计算可得E为1190mm，根据现场实际情况，最终确定炮孔间距为1 200 mm。每孔装药量Q的计算公式如式（10）所示：Q=eqglwn,-/1+n,(10)式中：Q为每个炮孔实际装药量，kg;e为主要换算系数，即爆力系数，取1.0；9 为单位体积所需炸药量，取0.27kg/m；g 为爆眼堵塞系数，取1.8;l为炮眼深度，取6m;w为最小抵抗线，取1m；n，为炮眼深度对炸药消耗量的影响参数，取2.6。根据计算公式最终确定炮孔装药量为2.8 kg。聚能爆破装药结构如图2 所示，炮孔总深度为6.2 m，共装14节炸药，分3 次起爆以实现连续爆破，增加爆破效率，其中第1次爆破8 节炸药，第2 次爆破3 节炸药，第3次爆破3 节炸药，炮孔封孔长度为2 0 0 0 mm。切顶爆破钻孔的布置方式如图3 所示，其中，炮孔起钻位置距离巷旁充填体外侧3 0 0 5 0 0 mm，炮孔倾角为10，炮孔间距为12 0 0 mm，总间距为3 6 0 0 mm。d35200mmx8节009b35200mmx3节00S00900S009.0035200mm3节00z9封孔长度2 0 0 0 mm0002图2聚能爆破装药结构示意图（单位：mm）AA-A爆破孔100A3.600mm-煤体充填体图3切顶爆破炮孔布置示意图4老巷道支护技术方案4.1巷道强化支护技术对采空区顶板实施聚能预裂爆破切顶后，为避免充填体以及巷道上方顶板受到剧烈的扰动波及，需要在巷道进行强化支护。切眼位置采用单体液压支柱+锚杆支护+铰接顶梁+菱形金属网挡研，每排2 根铰接顶梁，每根铰接顶梁长度1m，两梁三柱，排距8 0 0 mm，柱距为7 0 0 mm、6 0 0 m m、8 0 0 m m,最外侧锚杆向采空区方向偏转15，锚杆间距为9 0 0 mm，最内侧锚杆距离充填体内部边界3 0 0 mm。超前工作面位置采用锚杆+菱形金属网挡，加强支护方案如图4所示。150密集支柱饺接顶染9 0 0 9 0 0300李形金属网位支待充填42206皮带巷009煤柱帮位置220X160080-16003700-3600(a）切眼位置（单位：mm）锚杆159001900300菱形金属网42206皮带巷煤柱帮3600(b）超前工作面位置（单位：mm）图4沿空巷道加强支护技术示意图4.2巷旁充填工艺流程高水材料巷旁支护体具有较强的塑性变形能力，残余强度较高，适应顶板大面积来压显现，已广泛应用2023年第3 期JinnengHoldingScienceandTechnology12晋控科学技术于巷道支护工艺中。因此，采用高水材料巷旁充填沿空留巷，施工工艺为：（1）充填区域顶板支护工作面割煤端尾5 架液压支架铺设顶网一移架一架后单体液压支柱临时支护充填区域顶板一锚杆加固充填区域顶板(2)施工切顶孔在液压支架与液压支柱的挡研支护下，进行切顶钻孔施工。(3)构筑充填体每天构筑1 2 垛充填体：清理浮煤充填体定位一立模穿对拉锚杆配料注浆清洗管路和注浆设备一回收单体液压支柱。（4）定向爆破预裂顶板。采用双液充填工艺，双趟高压管路输送浆液，在回采工作面后方留巷位置充填到充填袋内混合、凝固。其基本工艺流程见图5 所示。搅拌桶加水检修开动搅拌机卸料搅拌桶加料搅拌桶加水准备加水、拌料开泵供清水揽拌桶加料清洗设备开泵供料结束监控出浆进行充填清洗整理充填点准备监控充填情况清理充填点充填点支护拆卸横头钢筋网清理浮煤吊挂充填袋联结钢筋网穿上对拉锚栓检查充填袋整体架设情况图5巷旁充填工艺流程图5工程监测为检验西铭煤矿42 2 0 6 沿空巷切顶卸压技术实施下的巷道稳定性，对巷道切眼处端头支架进行应力监测，共选取两台液压支架，分别为1号端头支架与2 号端头支架，在端头支架上方安设应力自动采集器，随着回采时间的逐渐增加，监测端头支架的应力变化趋势，绘制应力值随监测时间变化的曲线如图6 所示。根据图6 可知，在实施爆破切顶技术之前，巷道的应力极大值在13 16 MPa范围之内波动，在监测的第2.5 4.5 d时，对顶板实施爆破切顶技术，爆破切顶参数如前文所示。在实施切顶技术时，应力极大值有明显上升，波动范围在17 2 0 MPa之间。在切顶技术完成后，随着采空区上方顶板逐渐垮落压实在采空区研石堆上，与巷道围岩形成稳定的支护结构，产生了卸压作用，应力值也随之表现出降低趋势，应力极大值的波动范围维持在10 14MPa之间,并且呈现出连续的下降趋势。根据应力监测结果表明，爆破切顶技术对巷道围岩起到了良好的卸压效果，满足围岩的稳定性需求。2一爆破切顶施工阶段坦猫头圣器2号端买支架监测应力值降低趋势1614121086401234567891011监测时间/d图6沿空巷道矿山压力监测图6结语（1)对沿空巷道巷旁支护体切顶力学模型进行分析，将完整顶板划分为巷道上方岩块AB与采空区上方岩块BC，通过计算顶板破断的极限平衡状态，推导巷旁充填体的支护阻力计算式，确定支护阻力为1342kN/mo(2)为处理坚硬顶板难以垮落的问题,对采空区上方顶板采取聚能预裂爆破强制放顶技术，对爆破参数刘建锋：切顶卸压技术在高水材料沿空留巷中的应用研究2023年第3 期13进行了计算分析，并给出了聚能爆破装药结构与炮孔布置参数。为保证巷道的支护稳定性，对巷道进行了加强支护设计，采用单体液压支柱+锚杆支护+铰接顶梁+菱形金属网挡研支护方案，并给出了高水充填材料充填巷道的工艺流程。(3)通过对端头液压支架的支护阻力进行监测，实施切顶后，应力值由13 16 MPa降低至10 14MPa，爆破切顶技术对巷道围岩起到了良好的卸压效果，满足围岩的稳定性需求。参考文献1苏超，弓培林，康红普，等.深井临空高应力巷道切顶卸压机制研究J.采矿与安全工程学报，2 0 2 0,3 7(6)：110 4-1113.2左建平,孙运江,文金浩，等.岩层移动理论与力学模型及其展望J煤炭科学技术,2 0 18,46(1)：1-11.3康红普，范明建，高富强，等.超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术J.岩石力学与工程学报，2 0 15,3 4(11)：2 2 2 7-2 2 41.4何满潮，王亚军，杨军，等.切顶成巷工作面矿压分区特征及其影响因素分析.中国矿业大学学报，2 0 18,47(6)：115 7-116 5.5朱珍，袁红平，张科学，等.切顶卸压无煤柱自成巷顶板下沉分析及控制技术J.煤炭科学技术,2 0 18,46(11)：1-7.作者简介刘建锋（19 7 5-），男，工程师,主要从事煤矿采掘技术管理工作，E-mail:。收稿日期：2 0 2 2-10-2 5Research on The Application of Roof Cutting andPressure Relief Technology in Gob Side Entry Retaining with High Water Content MaterialsLiu Jianfeng(Ximing Mine,Xishan Coal and Power Group Company,Taiyuan Shanxi,030052)Abstract:In order to solve the key problems of roof cutting and pressure relief technology for gob side entryretaining in 42206 roadway of Ximing coal mine of Xishan coal and electricity group,the mechanical model of roofcutting and the calculation formula of backfill support resistance under the condition of roadway side filling body wereestablished,and the parameters of blasting roof cutting,roadway support scheme and high water material filling roadwayprocess were designed.The results show that the support resistance required by the filling body beside the roadway is1 342 kN/m,and the support scheme of single hydraulic prop,bolt support,hinged roof beam and diamond metal meshcan effectively maintain the surrounding rock of roadway.After the roof cutting,the stress value of the end hydraulicsupport is reduced from 1316 MPa to 1014 MPa.Key words:Roadway along gob;Roadway flling body;Roof-cutting and pressure-relief;Pre-spliting blasting;Roadway support声明为了实现期刊编辑、出版工作的网络化，我刊已人网“万方数据一数字化期刊群”（“万方数据一数字化期刊群”是国家“九五”重点科技攻关项目），所以向本刊投稿并被录用的稿件，将一律由编辑部统一纳入“万方数据一数字化期刊群”，进人因特网提供服务，凡有不同意者，请另投他刊或特别声明需另作处理。读者可上网查询浏览本刊全文内容，并征订本刊。晋控科学技术编辑部