李治國

(山西沁新煤業(yè)有限公司,山西 長治 046500)

當(dāng)前煤炭作為我國基礎(chǔ)能源的地位在短期內(nèi)仍不會改變,伴隨著我國經(jīng)濟的快速發(fā)展,煤炭的需求量也將持續(xù)增加[1-2]。為了提高煤炭采出率、延長礦井服務(wù)年限、減少巷道掘進(jìn)工程量、緩解采掘接替矛盾、取消孤島工作面、縮短搬家時間[3-5],近些年來,沿空留巷技術(shù)開始在各大煤礦企業(yè)展開試驗并逐漸得到廣泛應(yīng)用。

采用不同的沿空留巷施工方案會產(chǎn)生不同的施工難題,同時沿空留巷過程中也常常會遇到圍巖松軟、巷道支護困難等問題,進(jìn)而影響煤礦的安全高效生產(chǎn)。針對上述問題,眾多學(xué)者做出了相應(yīng)的研究。王勝利[6]采用水力進(jìn)行切頂有效維護了回采巷道后期的穩(wěn)定性;崔榮峰和王彥軍[7]通過優(yōu)化柔模混凝土設(shè)計,改善了巷道支護,提高了經(jīng)濟技術(shù)指標(biāo)。本文以沁新煤礦9105工作面膠帶順槽為工程背景,采取恒阻錨索補強支護+單體柱密集支護+預(yù)裂切頂爆破+巷旁擋矸支護的聯(lián)合方式實施了沿空留巷。

1 工程概況

9105工作面膠帶順槽鄰近9107工作面回風(fēng)順槽,該工作面位于井田西采區(qū),北部為9+10號煤層西采區(qū)3條大巷,南部為實體煤(未采區(qū)),西部為實體煤(相鄰9107工作面未采區(qū)),東部為9103工作面(采空區(qū))。工作面相對應(yīng)的上部2號煤層已采空,2號煤層采空區(qū)距9+10號煤層約80 m,9105工作面埋深350～400 m。

根據(jù)礦井地質(zhì)報告、9105工作面回采地質(zhì)說明書及頂板圍巖結(jié)構(gòu)的實測數(shù)據(jù)顯示,9+10號煤層以上0～1.0 m為砂泥巖偽頂,灰黑色,泥質(zhì)結(jié)構(gòu),含砂質(zhì),硬度小;頂板以上1～8 m為厚層石灰?guī)r,淺部裂隙發(fā)育,巖層整體完整性較好,巖層單軸抗壓強度67.6～120 MPa,平均100 MPa以上,抗拉強度1.70～3.52 MPa,平均2.61 MPa,屬于穩(wěn)定頂板;頂板以上7～11 m為泥巖老頂,平均強度20 MPa;直接底板為灰黑色砂泥巖偽頂,硬度小,抗壓強度9.9～11.8 MPa,平均10.8 MPa,屬于不穩(wěn)定底板。

9105膠帶順槽原支護方式選用錨桿+網(wǎng)+錨索+Φ14鋼筋梯梁聯(lián)合支護,巷道斷面為矩形,寬4.7 m,高2.6 m。為合理開發(fā)煤炭資源,鑒于頂板為堅硬石灰?guī)r,在9105膠帶順槽250 m處進(jìn)行了深孔預(yù)裂爆破切頂卸壓沿空留巷試驗。

2 切頂卸壓沿空留巷原理

切頂卸壓沿空留巷實際上是利用工作面推進(jìn)過程中產(chǎn)生的周期來壓，將采空區(qū)頂板按照預(yù)先設(shè)定的方向垮落,垮落矸石自動形成巷幫，并將原順槽成功保留,提高了順槽二次利用率,減少了鄰近順槽保護煤柱的損失。

在順槽頂板預(yù)裂爆破和周期來壓期間,頂板容易產(chǎn)生破碎進(jìn)而失穩(wěn)。因此需預(yù)先增強巷道頂板的支護強度,提高巷道的穩(wěn)定性;其次要求切頂高度和角度準(zhǔn)確,才能保證形成巷幫的效果;待工作面采過后需及時架設(shè)單體液壓支架支護頂板并進(jìn)行擋矸支護,隨后進(jìn)行噴漿防止采空區(qū)漏風(fēng)。9105膠帶順槽沿空留巷整體施工斷面圖,如圖1所示。

圖1 9105膠帶順槽沿空留巷整體施工斷面圖

3 切頂卸壓沿空留巷施工設(shè)計

3.1 恒阻錨索補強支護

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩(wěn)定性,在對9105膠帶順槽頂板進(jìn)行預(yù)裂切頂前,采用恒阻錨索補強加固。恒阻錨索垂直于頂板布置,共布設(shè)2列。第1列恒阻錨索距留巷幫300 mm,排距1 600 mm,恒阻錨索之間用BHW-300-3.60型W鋼帶連接;第2列恒阻錨索距第1列恒阻錨索間距1 500 mm,恒阻錨索排距為1 600 mm。

恒阻大變形錨索直徑取為21.8 mm,長度取12.3 m,恒阻器長500 mm,外徑88 mm,恒阻值為330±20 kN,預(yù)緊力不小于280 kN。恒阻錨索平面布置圖,如圖2所示。

圖2 恒阻錨索平面布置圖

3.2 動壓加強輔助支護

在沿空留巷過程中,工作面開采動壓會對順槽頂板穩(wěn)定性產(chǎn)生影響,需要對巷道進(jìn)行臨時支護。根據(jù)其他礦井開采經(jīng)驗,結(jié)合本礦實際地質(zhì)條件,將超前工作面30 m范圍列為超前支護區(qū),滯后液壓支架0～150 m范圍列為架后支護區(qū),滯后液壓支架150 m范圍以外列為穩(wěn)定區(qū)。

1)超前支護區(qū)。在頂板完好地段,單體液壓支柱布置在巷道距回采煤壁1.5 m處,排距1 000 mm,每排2根。在頂板破碎,裂隙明顯增多地段,可在不影響轉(zhuǎn)載機自移的情況下根據(jù)現(xiàn)場情況加密支護。

2)架后支護區(qū)。架后支護區(qū)域伴隨著后方采空區(qū)留巷側(cè)頂板的斷裂垮落,對留巷區(qū)完整頂板產(chǎn)生縱向摩擦作用。由于此區(qū)域內(nèi)頂板垮落還不充分,此處頂板受動壓影響較大,因此決定采用單體液壓柱+花邊梁進(jìn)行架后臨時支護。為防止垮落的矸石大量涌入工作面,應(yīng)在控制留巷區(qū)頂板下沉的同時及時采取擋矸措施,在巷道切縫幫沿切縫線布置一排單體液壓支柱,與U型鋼可縮支柱交替布置。U型鋼可縮支柱頂部焊接了長500 mm,直徑32 mm的圓鋼,固定時將圓鋼插入原切縫炮孔內(nèi)。架后臨時支護和擋矸支護平面圖,如圖3所示。

圖3 架后臨時支護和擋矸支護平面圖

3)穩(wěn)定區(qū)。采用U型可縮支柱、單體檔矸柱、菱形網(wǎng)進(jìn)行擋矸。根據(jù)同類條件下沿空留巷最終巷道成型情況來看,單體檔矸柱全部回撤,U型腿隔一回一,保留1 m一根,不會造成采空區(qū)矸石涌入巷道,巷道斷面能夠滿足行人、通風(fēng)、運輸?shù)囊蟆?/p>

3.3 預(yù)裂爆破方案

根據(jù)9105工作面頂板巖層結(jié)構(gòu)分布情況,對9105膠帶巷沿空側(cè)頂板采取走向頂板中深孔超前切縫+傾向頂板超前深孔預(yù)裂的預(yù)裂卸壓切頂方案。

3.3.1走向頂板切縫爆破

采用聚能管爆破技術(shù),使巖石在切縫方向集中受力,并按照設(shè)定方向?qū)崿F(xiàn)斷裂,在保護頂板的同時可以實現(xiàn)預(yù)裂作用。

1)切頂高度。切頂高度是指在利用雙向聚能管爆破頂板后,深處產(chǎn)生的爆破裂縫可以向上延伸的最大垂直高度。根據(jù)前述切頂卸壓沿空留巷原理,頂板是否可以按照設(shè)計深度利用巖石碎漲作用充分填實采空區(qū)直接關(guān)系到留巷區(qū)圍巖的變形。理論上切頂高度可由下式確定:

(1)

式中:hG為上覆巖層彎曲下沉量,m;hDG為底板鼓起量,m;hm為煤層采高,m;K為碎漲系數(shù),1.3～1.5;hk為理論切頂高度,m。

在此根據(jù)以往測定的巖層碎漲系數(shù),K取值為1.3,在不考慮頂板下沉量和底鼓量的前提下,采高為2.6 m,經(jīng)計算得出理論切頂高度8.7 m,實際施工時取10 m。

2)切頂角度。切頂角度是指切縫炮眼軸向與豎直方向的夾角。為避免切縫面兩側(cè)巖塊形成鉸接頂梁傳遞壓力,必須盡量保證兩側(cè)巖塊沿切縫面順利滑落。通過建立力學(xué)分析模型,經(jīng)式(2)和式(3)計算取切頂角度為15°,切縫孔間距為0.4 m。

Fk=(Fsinθ-Rcosθ)tanφ，

(2)

Fh=Rcosθ+Fsinθ.

(3)

若Fh≥Fk,則鉸接處巖塊B沿切縫結(jié)構(gòu)面滑落,由此可得到切頂角度需滿足的條件,即:

(4)

式中:Fk為摩擦阻力,kN;Fh為滑動作用力,kN;F為水平擠壓力,kN。

切縫孔間距A=(7～12)d=(7～12)×50

=350～600 mm

(5)

式中:d為鉆孔直徑,取50 mm。

由于頂板為硬巖,切縫孔間距取較小值,取400 mm。巖塊咬合平衡力學(xué)模型圖,如圖4所示。

圖4 巖塊咬合平衡力學(xué)模型圖

3.3.2傾向頂板超前深孔預(yù)裂切頂

由于頂板堅硬,需要進(jìn)行超前深孔爆破,增加深部裂隙區(qū)半徑,頂板來壓時可以有效沿裂隙區(qū)斷裂,進(jìn)一步減弱留巷區(qū)頂板的水平應(yīng)力。沿膠帶順槽每隔20 m布置一組傾向切斷孔,采用扇形布孔方式,每一組炮孔由3個孔組成。各炮孔的爆破參數(shù)見表1所示。

表1 傾向切斷孔技術(shù)參數(shù)

4 工程應(yīng)用效果

按照上述切頂卸壓施工方案在9105膠帶順槽進(jìn)行了工業(yè)性試驗,成功留巷200 m,留巷區(qū)頂板穩(wěn)定性良好。為及時掌握9105膠帶順槽在沿空留巷期間的表面位移情況，以反映留巷期間巷道圍巖動態(tài)及礦壓規(guī)律性,在膠帶順槽內(nèi)每隔20 m設(shè)置了一個表面位移觀測站,定期對巷道兩幫相對移近量、頂?shù)装逑鄬σ平窟M(jìn)行觀測。經(jīng)分析實際圍巖表面位移觀測數(shù)據(jù),得出如下結(jié)論:

1)在超前工作面40～60 m范圍外,巷道頂?shù)装搴蛢蓭妥冃嗡俣容^為緩慢,頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬Ψ€(wěn)定。在超前工作面40～60 m范圍內(nèi),由于在工作面超前支承壓力作用下,頂?shù)装鍘r層運動較為活躍,頂?shù)装寮皟蓭拖鄬ξ灰屏枯^大,在此期間巷道頂?shù)装逦灰屏炕咎幱?0～200 mm。

2)在工作面后方冒落矸石壓實采空區(qū)期間,留巷區(qū)的頂?shù)装寮皟蓭妥冃嗡俣燃眲≡黾?在滯后工作面40～60 m范圍內(nèi)變形速度較大,在此期間巷道頂?shù)装逑鄬ξ灰屏炕咎幱?0～100 mm。

3)在滯后工作面60 m以外,巷道圍巖變形速度衰減；在滯后100 m左右,巷道圍巖已基本穩(wěn)定,此時采空區(qū)冒落矸石已密實填充采空區(qū)。

4)綜合礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù),大部分測點在巷道穩(wěn)定后,其頂?shù)装逑鄬塾嬕平炕径荚?30～280 mm范圍內(nèi),約為工作面采高的10%左右。

待留巷區(qū)變形穩(wěn)定后回撤單體柱,并對局部垮落片幫區(qū)域進(jìn)行適當(dāng)維修后,對靠近采空區(qū)側(cè)的矸石進(jìn)行了堵漏風(fēng)處理(前期進(jìn)行了噴漿,后期試驗了新型噴涂材料),封閉了采空區(qū)與巷道的風(fēng)流聯(lián)系,有效防止了采空區(qū)漏風(fēng)。留巷區(qū)間隔回撤單體柱并噴漿后實際效果,如圖5所示。

圖5 現(xiàn)場沿空留巷效果

從圖5可看出,留巷區(qū)巷道變形量在可預(yù)測和可控制范圍內(nèi),穩(wěn)定區(qū)巷道寬度基本可維持在4～4.3 m,巷道高度可維持在2.1～2.3 m,滿足后續(xù)鄰近工作面生產(chǎn)要求。

經(jīng)最終核算,本次沿空留巷成功留巷200 m,共回收煤炭資源約11 704 t。除去噸煤成本,產(chǎn)生效益約316萬元。減去沿空留巷過程中材料、工資、安裝、回撤等其他附屬工程費用約216.5萬元,最終創(chuàng)收利潤約99.5萬元。

5 結(jié)論

沁新煤礦9105工作面成功試驗了切頂卸壓沿空留巷技術(shù),為今后全礦推廣應(yīng)用提供了寶貴經(jīng)驗,并有效緩解了采掘銜接緊張,避免了留設(shè)煤柱導(dǎo)致的煤炭資源浪費,延長了礦井服務(wù)年限的同時可以取得顯著的效益。此次試驗最終表明切頂留巷期間,采用前述補強支護方案,巷道在滿足后期使用的前提下,圍巖變形可以得到有效控制,對其他礦井實施沿空留巷技術(shù)具有一定的借鑒意義。