王蓋克
(山西蘭花集團東峰煤礦有限公司,山西 晉城 048000)
東峰煤礦位于山西省高平市原村鄉(xiāng)境內(nèi),井田面積15.500 9 km2,核定生產(chǎn)能力為1.20 Mt/a,現(xiàn)開采3#煤層,煤層平均厚度6 m,采用綜合放頂煤采煤法。為有效解決工作面回風(fēng)隅角瓦斯集聚、提高資源回收率等問題,有效降低生產(chǎn)成本,東峰煤礦于2014年7月與西安科技大學(xué)進行了沿空留巷技術(shù)合作,在井下3G02工作面軌道順槽試驗性開采[1-6]。東峰煤礦沿空留巷采用柔?;炷吝B續(xù)墻技術(shù),柔?;炷翂w厚1.2 m,混凝土墻高度3.1~3.2 m,留巷寬度4 m。巷內(nèi)采用‘錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護方式,頂板錨索采用三二三二布置,錨索型號為Φ17.8 mm×8 400 mm,頂板每排采用6根高強錨桿支護,錨桿型號為Φ20 mm×2 200 mm,間距950 mm,排距950 mm,煤幫采用高強錨桿進行支護,每排4根,錨桿型號為Φ20 mm×2 200 mm,間距750 mm,排距950 mm。采空區(qū)圍護采用ZRL9220/22/34D沿空留巷擋矸支架配合雙層金屬網(wǎng)維護,支架由2排窄體支架組成,外形尺寸6.5 m×1.6 m×2.2 m,支架工作阻力9 220 kN,初撐力7 760 kN,支護強度1.2 MPa。超前工作面40 m范圍內(nèi)沿順槽走向采用一梁五柱進行臨時加強支護,排距1 000 mm;滯后工作面100 m范圍內(nèi)沿順槽走向采用一梁三柱臨時加強支護,排距1 000 mm,單體支柱的型號為DW31.5,超前π型鋼梁的長度為4 800 mm,滯后π型鋼梁的長度為3 600 mm。2017年4月,3G02工作面回采結(jié)束,3G02軌道順槽共留巷615 m,其將作為相鄰3G01工作面的回風(fēng)順槽進行二次回采,見圖1。2019年5月1日3G01工作面正式回采,截至2019年7月1日16點班,3G01工作面推進至661 m,留巷段推進100 m,總推進186 m。
圖1 3G01頂?shù)装寮伴_采條件
3G01工作面開采3號煤層,平均厚度5.96 m,煤層傾角1°~7°,工作面開切眼長度216 m,可推進長度756 m,煤層頂?shù)装迩闆r見表1。工作面采用走向長壁綜采放頂煤采煤方法,全部跨落法管理頂板,電牽引雙滾筒采煤機割煤;工作面采高2.6 m,循環(huán)進度0.6 m,放煤高度3.36 m。工作面采用三八作業(yè)制度,兩采一準(zhǔn)備作業(yè)方式,檢修班澆筑柔?;炷翂w。
表1 煤層頂?shù)装迩闆r
因3G01工作面煤質(zhì)較硬,2019年3月對3G01工作面實施頂板預(yù)裂爆破措施?;夭蛇^程中根據(jù)頂板在線監(jiān)測系統(tǒng)顯示,做出液壓支架壓力曲線,見圖2。初采過程中,5月9日工作面液壓支架壓力增大,現(xiàn)場出現(xiàn)片幫、爆頂?shù)痊F(xiàn)象,且工作面所有液壓支架頂煤基本全部垮落,推測為直接頂垮落(垮落步距28 m)。隨后推進過程中,液壓支架壓力逐步增大,至5月16日液壓支架壓力達到短期峰值,隨后推進過程中壓力基本趨于穩(wěn)定,推測為老頂垮落(初次來壓步距46 m)。5月21日、22日,推進63 m時,壓力較前幾日明顯增大,結(jié)合現(xiàn)場實際情況,推測為老頂完全垮落后第一次周期來壓(來壓步距17 m),此時3G01回風(fēng)順槽已接近沿空留巷處,巷道無變形。6月2日,推進99 m時,工作面液壓支架壓力達到峰值,此時剛回采至沿空留巷段15 m,此次為進入留巷段首次來壓(來壓步距30 m),工作面機尾段壓力較前段時間小幅增加。6月9日,推進120 m時,工作面液壓支架壓力達到短期最大值,工作面頂板有爆頂聲,煤壁有片幫現(xiàn)象,液壓支柱后柱壓力明顯增加(來壓步距20 m),巷道頂幫錨桿錨索壓力增加1~5 MPa。6月18、19日推進至695 m時(留巷段推進65 m左右,總推進150 m),工作面液壓支架壓力平均達到35 MPa,且超前20 m范圍內(nèi)出現(xiàn)靠墻體側(cè)的頂板下沉和巷道中部的底鼓,以及錨桿錨索壓力增大的現(xiàn)象,推斷為周期來壓,且較前三次來壓更為強烈(前三次來壓平均壓力30 MPa左右),分析此次來壓為留巷段回采過程中首次大面積來壓(來壓步距28 m)。截至6月底,3G01工作面周期來壓4次,來壓步距分別為17 m、30 m、20 m、28 m,初次來壓步距46 m。
圖2 工作面液壓支架壓力曲線
與3G02工作面回采時礦壓對比分析,3G02工作面初次來壓步距為56 m。周期來壓步距為25~35 m,回采推進187 m時,工作面和沿空留巷大面積來壓,沿空留巷出現(xiàn)不同程度的底板下沉現(xiàn)象(10~100 mm),分析為沿空留巷見方來壓,即推進長度與開切眼長度基本一致時,出現(xiàn)大范圍來壓現(xiàn)象。與3G02工作面相比,3G01工作面初次來壓步距46 m,較3G02工作面初次來壓步距56 m減少10 m。分析可知沿空留巷二次回采時因巷道遭到二次破壞,初次來壓步距和周期來壓步距均出現(xiàn)不同程度的減小,且初采過程中礦壓現(xiàn)象較為明顯。
將工作面液壓支架分為機頭段、中間段、機尾段進行橫向?qū)Ρ?,液壓支架壓力曲線見圖3。
由圖3可知,回采過程中,0~100 m段時,機頭段、中間段、機尾段液壓支架平均壓力相差不大。100~186 m段,機尾液壓支架壓力值較機頭段、中間段支架壓力明顯增大。此段為留巷段回采,受留巷段影響,機尾段液壓支架壓力普遍較大,表明3G02采空區(qū)對與之較近的機尾段液壓支架壓力有著明顯的影響。
圖3 工作面液壓支架壓力橫向?qū)Ρ?/p>
(1)頂?shù)装遄冃?/p>
6月14日3G01回風(fēng)順槽推進至709 m時,700 m處巷道高度由2.77 m變?yōu)?.68 m,頂板離層儀無變形,故此處變形主要為底鼓(底鼓量為0.09 m)。6月15日16點班,3G01回風(fēng)順槽超前20 m范圍內(nèi)壓力顯現(xiàn),靠近墻體側(cè)5~6根單體液壓柱出現(xiàn)行程縮短和三用閥滲液現(xiàn)象(靠墻體側(cè)下沉0.05 m左右),墻體肩角噴漿漿體開裂,表明頂板壓力增加。6月18日、19日,3G01回風(fēng)順槽推進至696 m時,680 m處靠墻體側(cè)頂板下沉,變形量為0.05~0.1 m左右。工作面機尾前后3 m范圍出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象,底鼓量0.1 m左右。6月24日,3G01回風(fēng)順槽推進至680 m時,超前20 m范圍內(nèi)靠墻體側(cè)頂板出現(xiàn)剪切下沉,下沉量0.1~0.2 m,單體柱無戳底現(xiàn)象。
分析可知,沿空留巷段初采過程中,巷道壓力主要表現(xiàn)為頂板壓力增加,局部出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。
(2)兩幫變形
6月19日3G01回風(fēng)順槽推進至696 m時(留巷推進至65 m左右),超前20 m范圍內(nèi)南幫(煤幫側(cè))出現(xiàn)不同程度的幫鼓現(xiàn)象。上部外鼓約200 mm左右,較明顯,下側(cè)煤幫外鼓較少,約100 mm左右。
(3)變形規(guī)律分析
圖4、圖5、圖6分別為650 m、600 m、550 m三處測點的頂?shù)装逦灰屏壳€圖。650 m處測點頂?shù)装逦灰屏砍跏贾禐?.61 m,距煤壁20 m之外時,頂?shù)装逦灰屏繜o變化,距煤壁20~5 m時,頂?shù)装逦灰屏繙p小,由2.61 m減少至2.5 m,變形量為0.11 m,距煤壁5~0 m時,位移量出現(xiàn)急劇變化,減小至2.4 m。600 m處測點頂?shù)装逦灰屏砍跏贾?.6 m,距煤壁20 m之外時,頂?shù)装逦灰屏繜o變化,距煤壁20~5 m時,頂?shù)装逦灰屏繙p小,由2.6 m減少至2.38 m,變形量為0.22 m,距煤壁5~0 m時,位移量出現(xiàn)急劇變化,減小至2.1 m,變形量為0.28 m。550 m測點頂?shù)装逦灰屏砍跏贾?.78 m,距煤壁20 m之外時,頂?shù)装逦灰屏繜o變化,距煤壁20~5 m時,頂?shù)装逦灰屏炕旧铣示€性減小,由2.78 m減少至2.5 m,變形量為0.28 m,距煤壁5~0 m時,位移量出現(xiàn)急劇變化,減小至2.35 m,變形量為0.15 m。
圖4 650 m頂?shù)装逦灰屏壳€
圖5 600 m頂?shù)装逦灰屏壳€
圖6 550 m頂?shù)装逦灰屏壳€
由圖4、圖5、圖6可以看出,沿空留巷在推進前200 m時,頂?shù)装逦灰屏孔冃沃饕憩F(xiàn)在超前20 m范圍之內(nèi),超前20~5 m范圍頂?shù)装遄冃瘟砍霈F(xiàn)不同程度的減小,變形量在0.1~0.3 m之間,且隨推進長度的增加,變形量增加。超前5~0 m范圍為壓力較大區(qū)域,隨推進頂?shù)装遄冃瘟考眲p小,變形量在0.12~0.3 m之間。
綜上可知,沿空留巷回采推進過程中巷道變形主要為超前20 m范圍,變形主要表現(xiàn)為靠墻體側(cè)的頂板下沉、煤幫上部的幫鼓;煤幫下部和底板壓力局部增加,較頂板壓力不明顯。
1)因沿空留巷回采時,巷道屬于二次破壞,且頂板壓力和煤幫上部壓力明顯增加,頂幫壓力較大時可能導(dǎo)致錨桿錨索射出傷人。采取措施:超前范圍內(nèi)錨索采用雙放射裝置,同時在超前45 m范圍內(nèi)采用金屬防護網(wǎng)對頂幫錨桿錨索進行防射。
2)留巷回采過程中,超前支護20 m范圍,靠近墻體側(cè)頂板壓力顯現(xiàn)增加,部分單體支柱受壓力變化影響,出現(xiàn)單體柱三用閥向外滲液,且出現(xiàn)行程縮短和壓死現(xiàn)象。采取措施:對于頂板壓力較大,靠墻體側(cè)下沉問題,根據(jù)現(xiàn)場實際情況,在靠近柔模墻體側(cè)的兩排支護單體支柱內(nèi)每兩根支柱中間增設(shè)1~2根DW-25型單體液壓支柱來加強超前20 m范圍內(nèi)的支護強度,同時加工單體柱三用閥放射裝置。
3)根據(jù)分析,回采過程中煤幫側(cè)壓力明顯增加。為減小沿空留巷煤幫側(cè)壓力,在沿空留巷回采過程中,在3G01回風(fēng)順槽超前段南幫每1 m施工一個泄壓孔,及時將幫部壓力卸載。
截至2019年7月初,3G01沿空留巷已推進100 m,初采段結(jié)束。推進0~45 m段、71~100 m段,壓力顯現(xiàn)不明顯,壓力主要表現(xiàn)為靠墻體側(cè)頂板下沉。推進45~71 m段時,礦壓顯現(xiàn)較明顯。具體結(jié)論如下:
1)3G01沿空留巷二次回采時初次來壓步距和周期來壓步距均出現(xiàn)不同程度的減小,且初采過程中礦壓現(xiàn)象較為明顯。
2)初采第一次大范圍來壓時,巷道壓力主要表現(xiàn)為超前20 m范圍,巷道變形主要表現(xiàn)為靠墻體側(cè)的頂板剪切下沉,煤幫上部的幫鼓,以及輕微的底鼓??繅w側(cè)頂板變形最為明顯,繼續(xù)推進過程中需加強觀測。
3)沿空留巷推進過程中,柔?;炷翂w未出現(xiàn)變形、傾斜、破裂等現(xiàn)象,表明柔模墻體強度足夠,可滿足正常回采。
4)初采時留巷段超前20 m范圍外壓力無明顯變化,需進一步觀測。
5)沿空留巷回采時應(yīng)增加超前支護的強度和密度。