高 建

(同煤集團 朔州煤電有限公司小峪煤礦,山西 朔州 036000)

我國煤炭資源的回收率低,煤炭企業(yè)的資源回收率平均只有40%左右,存在較為嚴重的資源浪費問題,選擇先進的采煤方法是實現(xiàn)煤炭資源高效開采的最有效途徑之一[1-2]。針對我國煤礦的開采方法而言,實行連續(xù)開采技術可以縮短工作面的搬家時間,可以在很大程度上提高工作效率,對于提高煤炭回收率具有重要意義。沿空留巷是實現(xiàn)工作面連續(xù)開采的護巷方式,在生產(chǎn)過程中,回采擾動會使礦壓顯現(xiàn)劇烈,沿空巷道要經(jīng)受二次采動影響,對巷道的維護造成很大的困難。因此,沿空巷道的支護體系良好是保證實現(xiàn)工作面連續(xù)協(xié)調(diào)開采的關鍵影響因素?，F(xiàn)在多數(shù)礦井的巷旁支護主要采用金屬可縮性支架、密集金屬支柱、木跺等手段,而這些支護手段存在勞動強度大、機械化程度不高、支護阻力低等缺點,嚴重制約了沿空留巷技術的應用推廣[3-4]。因此,筆者以章村煤礦4224單翼采區(qū)為工程對象,對連續(xù)開采的接替方式及巷道支護技術進行研究,對于形成科學無煤柱連續(xù)開采的技術體系,實現(xiàn)煤層的高產(chǎn)、高效、安全開采具有一定的意義。

1 采區(qū)工程地質(zhì)概況

4224采區(qū)位于章村煤礦-200水平西翼下山區(qū)域,開采煤層的2#煤層為薄煤層,煤層平均傾角為14°,平均厚度為1.3 m。2#煤直接頂為平均厚度為1.6 m的粉砂巖,老頂為平均厚度11 m的細砂巖,煤層直接頂與老頂均為較為堅硬的砂巖,穩(wěn)定性好,利于工作面維護,煤層直接底為平均厚度為5 m的含炭質(zhì)粉砂巖。2#煤層主要含水層為頂板砂巖含水層,本區(qū)正常涌水量為306 m3/h,最大涌水量為612 m3/h,水文地質(zhì)條件簡單,未發(fā)生過突水事故。在采區(qū)下部存在一小型褶曲,褶曲軸方向為北偏東25°,對采區(qū)下部工程布置影響較大。4224采區(qū)是自上而下劃分為2404、2406、2408、2410工作面的單翼采區(qū),采區(qū)布置示意圖如圖1所示。

2 沿空留巷連續(xù)開采方式的確定

根據(jù)4224采區(qū)工作面巷道布置方式,章村礦4224采區(qū)可采用跳采、煤柱護巷、沿空掘巷、沿空留巷等幾種連續(xù)開采方式,此處,根據(jù)章村礦4224采區(qū)實際地質(zhì)及生產(chǎn)條件,以層次分析法作為理論基礎,對4224采區(qū)最佳的接替方式及回采方式進行分析,從多個指標出發(fā),選擇最適合本采區(qū)的開采方式。對于該問題而言,總目標為選擇最佳的工作面接替方式及回采方式,主要從技術、經(jīng)濟及保護環(huán)境三個指標出發(fā)。技術角度主要考慮技術可行性,在實施時的難度等,經(jīng)濟角度主要考慮方案所能帶來的經(jīng)濟效益,環(huán)境方面主要考慮對環(huán)境的破壞。供選擇的方案有六個:雙巷跳采、單巷跳采、雙巷留煤柱連續(xù)開采、雙巷沿空掘巷連續(xù)開采、單巷沿空掘巷連續(xù)開采及單巷沿空留巷連續(xù)開采,以此為基礎,建立層次分析的多級遞階結構,如圖2所示。

圖1 2404采區(qū)布置平面圖Fig.1 Layout of No.2404 mining area

圖2 最佳接替方式選擇的多級遞階結構Fig.2 Multilevel hierarchical structure selected by the optimal replacement method

3 無充填沿空留巷支護技術分析

3.1 無充填沿空留巷支護機理分析

選擇合理的支護方式是實現(xiàn)沿空留巷連續(xù)開采的關鍵條件,根據(jù)上文地質(zhì)條件分析,4224采區(qū)具備頂?shù)装寰鶠橛捕容^高的砂巖、穩(wěn)定性好、礦井瓦斯涌出量小、水文地質(zhì)條件簡單等利于實行無充填帶沿空留巷的支護方式的條件。為在采空區(qū)側取得較好的支護效果,巷道支護設計前,對采空區(qū)側巷幫測壓力進行力學分析。巷道一側工作面回采后,頂板垮落成塊狀矸石體充填到采空區(qū)中,此時,其力學特性由頂板巖體顆粒間的聯(lián)結力轉變成矸石塊相互間的嵌合阻力,因此可運用土力學的粗粒土理論對采空區(qū)側巷幫的應力形變及其對支護結構進行分析。根據(jù)土壓力理論,該支護結構可概化為柱板式擋土墻[5]。采空區(qū)矸石在頂板垮落下沉過程中,會經(jīng)歷“矸石松散堆積-頂板下沉觸矸-矸石壓實”三個階段,根據(jù)土壓力理論,在上述過程中,矸石體對支護結構的作用力主要表現(xiàn)為兩種土壓力:一是在未接觸、矸石體只受自重應力階段,表現(xiàn)為靜止土壓力,其值大小可用靜止土壓力公式計算;二是頂板巖層接觸并壓縮矸石階段,矸石體受自重應力和上覆巖層壓力共同作用,表現(xiàn)為主動土壓力[6]。矸石作用在支護結構上的側壓力隨著頂板巖層觸矸增大,當側壓力大于支護結構阻力時,會引起采空區(qū)側巷幫產(chǎn)生滑動,巷道滑動劇烈時會導致巷道變形失穩(wěn),因此,沿空留巷支護參數(shù)設計時,要保證設計支護系統(tǒng)的支護阻力大于巷幫產(chǎn)生的側壓力,防止巷道變形失穩(wěn)?；谏鲜隽W分析,在巷道采空區(qū)側采用打設錨索并掛金屬網(wǎng)的手段防止采空區(qū)側矸石發(fā)生橫向位移擠壓巷道斷面,同時利用單體支柱配合鉸接頂梁加強采空區(qū)側巷道頂板支護,達到使采空區(qū)側矸石形成“矸石垛”支撐沿空留巷頂板的目的。

3.2 巷道一次支護設計參數(shù)

一次支護設計時,巷道頂錨桿確定為Φ22 mm高強度左旋螺紋錨桿,錨桿長度為2 000 mm,間排距為800 mm×800 mm,采用兩支規(guī)格分別為S2370和Z2335的樹脂藥卷全長錨固,錨桿預緊力不小于80 N·m,同時,采用鋼筋梯子梁,鐵絲網(wǎng),鋼質(zhì)托盤作為輔助支護;巷道幫部錨桿采用Φ18 mm螺紋鋼普通錨桿,錨桿長度為2000 mm,錨固劑選用CK2335、Z2335樹脂藥卷各一卷端頭錨固,幫錨桿預緊力不小于50 N·m。幫錨桿采用矩形布置,上幫每排布置4根,間距800 mm,頂角幫錨桿距頂200 mm,上部三根平行水平布置,底角幫錨桿向下傾斜20°。下幫每排布置三根,間距0.80 m,頂角幫錨桿距頂200 mm,上部兩根平行水平布置,底角幫錨桿向下傾斜20°。

3.3 巷道二次支護設計參數(shù)

巷道支護系統(tǒng)在工作面回采期間,由于巷道在各階段所受采動影響不同,因此,巷道的基本支護系統(tǒng)不可能完全適應各個階段的圍巖應力及巷道狀態(tài)的需求,因此,必須對巷道加強支護方式以保證巷道的穩(wěn)定性。根據(jù)章村煤礦工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律可知,巷道初次受到劇烈回采動壓影響時,巷道頂?shù)装逡平吭?50 mm,變形量大,待工作面推過之后,由于巷道采透,其整體性遭到破壞,巷道錨桿支護的減垮作用基本失效,二次支護的永久支護方式采用錨桿支護的作用不大。巷道臨時加強支護主要是對工作面前方受采動劇烈影響距離到工作面煤壁后方120 m范圍內(nèi)的加強支護,待采動影響消失后即加以拆除。DZ-2500單體支柱配合雙銷鉸接頂梁的支護方式中的單體支柱工作阻力在20 t/根以上,支承強度大,對巷道頂?shù)鬃冃慰刂茝?且支護方式易安裝拆除,減輕工人的勞動強度,因此,根據(jù)章村煤礦4224采區(qū)具體的地質(zhì)特征,沿空巷道的二次支護采用錨網(wǎng)索配合單體支柱及鉸接頂梁的方式。此處以2404工作面為例闡述巷道二次支護設計參數(shù)(支護示意圖如圖3所示)。

圖3 巷道二次支護設計圖Fig.3 Design drawing of the secondary support in roadways

補打錨索采用Φ17.8 mm×8 300 mm鋼絞線制作,錨索梁制作材料為16#槽鋼,錨索間排距為2.4 m×1.5 m,錨固劑選用樹脂藥卷,其中S2370一卷、Z2360兩卷,設計預緊力150 kN;采用DZ-2500單體支柱配合雙銷鉸接頂梁的支護方式加強臨時支護,采取順巷三排的打設方式,一梁兩柱,柱間距為600 mm。其中兩排打在巷道上幫,另一排打在巷道中心線下側附近,三排支柱距巷道中心線的距離分別為1.7 m、1.2 m、0.2 m。單體支柱打設時的初撐力大于90 kN,梁與頂板之間加墊2塊棚木。在巷道局部圍巖破碎段采用工字鋼棚加強支護,梁長2.8 m,上下幫分別為2.6 m、2.2 m柱腿,棚距1.0 m;在上幫第一排臨時支護側吊掛金屬網(wǎng)護幫,防止采空區(qū)矸石竄入巷道。

4 沿空留巷支護效果分析

為驗證巷道支護效果,在工作面以外50 m、100 m、150 m分別設三個測站。對隨工作面推進監(jiān)測巷道變形情況進行觀測統(tǒng)計,統(tǒng)計結果如圖4所示。由圖4可知:沿空巷道兩幫及兩幫在5 m～30 m之間變形速度最快,在25 m處達到最大,最大變形速度分別為53 mm/d、57 mm/d。兩幫及頂?shù)装遄冃瘟吭? m～80 m范圍變形量較大,最大變形量分別為600 mm、800 mm。150 m后變形量逐漸趨于穩(wěn)定。表明,隨著工作面回采,采空區(qū)冒落矸石逐漸被壓實,巷道圍巖的支承壓力影響范圍逐漸變大,峰值向內(nèi)移動,圍巖基本不再受到回采動壓的影響,變形量趨于穩(wěn)定,變形速度降低,沿空留巷期間所采用的支護方式有效地阻止了巷道的變形,可完全滿足留巷的要求。

4-a 兩幫變形量

4-b 兩幫變形速度

4-c 巷道頂?shù)鬃冃瘟?/p>

4-d 頂?shù)鬃冃嗡俣葓D4 巷道變形觀測統(tǒng)計結果Fig.4 Statistical results of deformation observation in roadways

5 結論

1)利用層次分析法對4224采區(qū)進行計算分析,得出單巷沿空留巷連續(xù)開采方式為4224采區(qū)最佳的接替方式。

2)提出在巷道采空區(qū)側采用打設錨索并掛金屬網(wǎng)的手段,同時利用單體支柱配合鉸接頂梁加強采空區(qū)側巷道頂板支護,可使采空區(qū)側矸石形成“矸石垛”支撐沿空留巷頂板。

3)根據(jù)礦壓觀測結果,150 m后巷道的頂?shù)装?、兩幫變形量都保持某一固定?巷道在超過該距離后基本不受動壓影響,沿空留巷期間所采用的支護方式有效地阻止了巷道的變形,巷道支護效果良好。

[1] 李愛軍.深井沿空留巷關鍵技術研究與應用[J].煤炭科學技術,2016,44(11):12-17.

LI Aijun.Research and Application of Key Technology to Deep Mine Gob-side Entry Retaining[J].Coal Science and Technology,2016,44(11):12-17.

[2] 馬念杰,白忠勝.無人工巷旁充填沿空留巷支護技術與工藝研究[J].煤礦開采,2010,15(4):51-56.

MA Nianjie,BAI Zhongsheng. Research on Supporting Technology and Technics of Retaining Roadway along Gob with Stowing One Side[J].Coal Mining Technology,2010,15(4):51-56.

[3] 趙慶彪,劉長武.組合支架切頂巷旁自行充填矸石墻體留巷試驗[J].煤炭學報,2011,36(6):891-896.

ZHAO Qingbiao,LIU Changwu.Remain Tunnel Experiment of Combination Support Roof Cutting Beside of Self-filling Waste Wall[J].Journal of China Coal Society,2011,36(6):891-896.

[4] 李增偉.無巷旁充填沿空留巷技術研究[D].西安:西安科技大學,2014.

LI Zengwei.Research on Technology of Gob-side Entry Retaining without Roadway Side Packing[D].Xi’an: Xi’an University of Science and Technology,2014.

[5] 孫恒虎,趙炳利.沿空留巷的理論與實踐[M]. 北京: 煤炭工業(yè)出版社,1993.

[6] 郭鵬飛,張國鋒,陶志剛.堅硬軟弱復合頂板切頂卸壓沿空留巷爆破技術[J].煤炭科學技術,2016,44(10):120-124.

GUO Pengfei,ZHANG Guofeng,TAO Zhigang.Blasting Technology of Gateway Retain along Goaf Pressure Release by Roof Cutting in Hard and Weak Complex Roof[J].Coal Science and Technology,2016,44(10):120-124.