馮子涵

(陜西陜煤黃陵礦業(yè)有限公司雙龍煤礦，陜西 延安 727300)

0 引言

切頂卸壓沿空留巷是基于切頂短臂理論，通過在回采巷道的采空側(cè)定向切頂，切斷巷道與采空區(qū)部分頂板巖層的應(yīng)力傳遞，利用礦山壓力使采空區(qū)頂板自行切落并形成巷幫，實現(xiàn)無煤柱采煤[15]。多年來國內(nèi)學(xué)者從不同的角度對切頂沿空留巷理論進行了研究，并開展了廣泛的應(yīng)用。婁慶楠等[6]提出了高強度固幫切頂成巷方法，該技術(shù)有效降低了巷道收斂變形，巷道表面位移減小約34%；陳金明[7]基于巖梁力學(xué)結(jié)構(gòu)和幾何關(guān)系，推導(dǎo)出了頂板合理切縫角度等切縫參數(shù)的理論表達式，并得到井下試驗驗證；陳金宇[8]采用水力壓裂頂板卸壓與柔膜袋充填混凝土巷旁支護相結(jié)合的方法對沿空留巷進行圍巖控制，結(jié)果表明該協(xié)同控制技術(shù)極大改善了沿空留巷的圍巖應(yīng)力環(huán)境，保證了巷道的安全使用；白銘波等[9]為解決韓家灣煤礦采掘接替緊張狀況，在基于切頂參數(shù)、裝備、圍巖控制等研究成果基礎(chǔ)上，提出了一套適用于韓家灣煤礦的沿空留巷工藝?？偟膩碚f，我國沿空留巷圍巖控制技術(shù)等相關(guān)理論的研究取得了一定的成果，但在實際應(yīng)用過程中，不同的地質(zhì)開采條件下沿空巷道圍巖變形問題仍然突出[1012]。因此，基于雙龍煤礦201綜采工作面沿空留巷的工程應(yīng)用，本文從沿空留巷切頂參數(shù)優(yōu)化設(shè)計、支護-改性雙重圍巖控制機制等研究著手，為雙龍煤礦突破傳統(tǒng)采煤工藝、提高采出率提供與地質(zhì)開采條件相適應(yīng)的技術(shù)體系，保障雙龍煤礦沿空留巷首采工作面的安全高效回采。

1 工程背景

雙龍煤礦201綜采工作面為二盤區(qū)首采工作面，201綜采工作面位于二盤區(qū)輔助運輸大巷北側(cè)、東鄰井田邊界，西鄰202綜采工作面(未開采)，201綜采工作面距地表垂直埋深190～330 m。地面標(biāo)高為+1 020 m至+1 170 m。201綜采工作面共布置3條巷道，2條進風(fēng)巷和1條回風(fēng)巷，利用201輔助運輸巷道進行切頂卸壓沿空留巷，如圖1所示。201綜采工作面設(shè)計長度為1 910 m，可采長度為1 760 m，巷道均為矩形。其中，201主運輸順槽、輔助運輸順槽、回風(fēng)巷規(guī)格均為5.0 m×2.9 m，掘進斷面為14.5 m2；201切眼規(guī)格為7.0 m×2.9 m，掘進斷面為20.3 m2，支護方式為錨網(wǎng)索支護。

圖1 201綜采工作面采掘平面圖Fig.1 Tunneling plan of 201 fully mechanized mining face

基本頂為細粒砂巖，厚度為3.2～6.67 m，主要由石英、長石組成，含有暗色礦物及云母片，具細水平、透鏡狀及不規(guī)則層理，含植屑化石，均一致密堅硬，分選性較好，局部充填有石膏細脈，普氏系數(shù)4～6，為堅硬巖石。直接頂為粉細砂巖與泥巖互層，厚度為1.17～10.93 m，灰黑色黑色水平層理，斷面平坦，含黃鐵礦薄膜及植物化石碎屑，普氏系數(shù)4～6，為堅硬巖石。直接底為泥巖，厚度為0.7～9.66 m，深灰色，團塊狀，含植物根莖化石，具有擦痕，含F(xiàn)eS2薄膜，普氏系數(shù)2～4，為較堅硬巖石。

2 沿空留巷方案優(yōu)化設(shè)計

2.1 頂板切縫預(yù)裂參數(shù)設(shè)計

采用雙向聚能爆破預(yù)裂技術(shù)，將特定規(guī)格的炸藥裝在2個設(shè)定方向有聚能效應(yīng)的聚能裝置中，炸藥起爆后，炮孔圍巖在非設(shè)定方向上均勻受壓，而在設(shè)定方向上集中受拉，依靠巖石耐壓易拉的特性，使巖石按設(shè)定方向拉裂成型，從而實現(xiàn)被爆破體按設(shè)定方向張拉斷裂成型。預(yù)裂切縫深度(H縫)臨界設(shè)計公式為

H縫=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(K-1)

(1)

式中，ΔH1為頂板下沉量，0.1 m；ΔH2為底鼓量，0.1 m；K為碎脹系數(shù)，取1.3～1.5。根據(jù)雙龍煤礦頂板圍巖的物理力學(xué)特性以及臨近工作面圍巖變形特征，取K為 1.3；頂板下沉量ΔH1取值0.1 m；底鼓量ΔH2取值0.1 m。另201綜采工作面平均煤層厚度為2.4 m，將數(shù)據(jù)代入臨界設(shè)計公式計算可得切頂孔深度為7.3 m，故取切縫孔深度為7.5 m。

結(jié)合類似礦區(qū)工程經(jīng)驗，設(shè)計頂板切縫孔深度為7.5 m，切縫孔距巷道沿空留巷側(cè)200 mm，與鉛垂線夾角為10°，切縫孔間距為500 mm。待201綜采工作面回采至距回風(fēng)巷煤柱側(cè)40 m時，在201輔助運輸巷道頂板距煤柱側(cè)幫200 mm位置處，平行巷道施工切縫孔(施工長度為30 m)，然后垂直巷道延續(xù)施工至采空區(qū)側(cè)，轉(zhuǎn)至201輔助運輸巷道采空區(qū)側(cè)，切縫孔距幫200 mm，平行于巷道延續(xù)向外施工，如圖2所示。雙向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外徑為42 mm，內(nèi)徑為36.5 mm，管長1 500 mm。聚能爆破采用二級煤礦乳化炸藥，采用炸藥規(guī)格為φ32 mm×200 mm/卷。

圖2 沿空留巷切頂眼示意Fig.2 Schematic diagram of gob-side entry retaining and roof cutting hole

2.2 沿空留巷支護參數(shù)設(shè)計

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩(wěn)定性，對巷道頂板以及煤柱側(cè)采用讓壓錨索、普通錨索(φ21.8 mm×9 300 mm鋼絞線)、幫錨進行補強支護。工作面推進過程中，不同位置巷道受采動影響不同。工作面超前段會受到超前壓力的影響。工作面開采后，頂板開始垮落，且從垮落到穩(wěn)定需要一定的時間，因此距工作面較近的架后區(qū)域不僅要進行頂板支護，還需進行擋矸支護。隨著工作面繼續(xù)推進，當(dāng)巷道距工作面較遠時，頂板運動基本趨于穩(wěn)定，此時可將架后臨時支護的設(shè)備前移，只進行擋矸支護噴漿封閉即可。將留巷段附近劃分為3個區(qū)。超前支護區(qū)(工作面前方20 m)，后巷臨時支護區(qū)(架后0～200 m)和后巷穩(wěn)定區(qū)(架后200 m之后)，不同分區(qū)根據(jù)需要采取不同支護措施，如圖3所示。

圖3 沿空留巷三區(qū)示意Fig.3 Schematic diagram of the three zones of gob-side entry retaining

超前支護區(qū)采用型號為DW31.5-200/100型單體支柱配合型號為HDJB-1200型鉸接頂梁支護巷道頂板。后巷臨時支護區(qū)采用三排“單體液壓支柱+鉸接梁”方式對頂板進行加強支護。待后巷穩(wěn)定區(qū)趨于穩(wěn)定狀態(tài)后，回收后巷單體支柱。

2.3 注漿改性材料及性能分析

為了降低巷道頂板下沉量，保證頂板的穩(wěn)定性和整體性，決定對巷道頂板圍巖進行注漿改性，注漿材料選用雙組分無機加固材料，其是結(jié)合高分子加固材料和單液無機加固材料的優(yōu)點而研發(fā)出來的。該材料不僅具有高分子加固材料反應(yīng)速度快、凝固時間短、擴散性好、強度高等優(yōu)勢，還具有無機加固材料反應(yīng)溫度低、成本低、安全性好等特點。其具體性能指標(biāo)參數(shù)為，流動度205 mm；單組份存放時間大于2 h；初凝時間30～120 s；終凝時間9 min；2 h強度為12.5 MPa；4 h強度為19.5 MPa；1 d強度為25.7 MPa；28 d強度為38.6 MPa。

201綜采工作面輔助運輸巷沿空留巷寬度為4.6 m，設(shè)計布置兩排注漿孔，注漿孔呈三花布置，注漿孔深度為7 000 mm，孔徑為42 mm，間排距1 500 mm×1 500 mm，煤壁側(cè)鉆孔距煤壁距離1 100 mm，以15°角向煤壁側(cè)打設(shè)，如圖4所示。

圖4 注漿改性鉆孔方案設(shè)計示意Fig.4 Schematic diagram of design of grouting modified drilling scheme

3 沿空留巷礦壓及圍巖變化規(guī)律分析

隨著工作面的推進，在201綜采工作面輔助巷道即沿空留巷設(shè)置2個測站，對錨索、錨桿、覆巖離層以及圍巖表面變形等進行監(jiān)測。

3.1 錨桿(索)受力分析

錨索受力變化如圖5所示，可知輔助巷1 150 m、750 m位置處錨索受力隨工作面推進均可分為超前增加段、滯后下降段以及滯后穩(wěn)定段。錨索受力峰值位置分別在滯后階段4 m、6 m處，受力大小均為323 kN。綜合數(shù)據(jù)分析，測點滯后工作面頂板影響最大范圍為280 m，測點超前工作面頂板影響范圍約為50 m，即[-50 m，280 m]，影響頂板范圍為330 m。由圖6可知，輔助巷1 150 m、750 m位置處錨索受力隨工作面推進均可分為超前增加段、滯后下降段以及滯后穩(wěn)定段。錨索受力峰值位置分別在滯后階段5 m、10 m處，受力大小分別為73 kN、84 kN。綜合數(shù)據(jù)分析，滯后工作面頂板影響最大范圍為160 m，超前工作面頂板影響最大范圍為50 m，即[-50 m，160 m]，影響頂板范圍為210 m。

圖5 錨索受力變化曲線Fig.5 The force change curve of the anchor cable

圖6 錨桿受力變化曲線Fig.6 The force change curve of the anchor rod

3.2 圍巖變形分析

由圖7可知，輔助巷1 150 m、750 m位置處深基點位移隨工作面推進均可分為超前增加段、滯后下降段以及滯后穩(wěn)定段。深基點離層位移最大位置分別在滯后階段8 m位置處和超前階段10 m位置處，離層量大小分別為47 mm、49 mm；而輔助巷1 150 m、750 m位置處淺基點位移隨工作面推進基本保持平穩(wěn)變化。綜合數(shù)據(jù)分析，淺基點滯后工作面影響頂板變化最大范圍為8 m，淺基點超前工作面影響頂板變化最大范圍為10 m；深基點滯后工作面影響頂板變化最大范圍為13 m，深基點超前工作面影響頂板變化最大范圍為63 m，分析出現(xiàn)該現(xiàn)象的原因可能為淺基點范圍內(nèi)圍巖整體發(fā)生移動，內(nèi)部離層量相對較小。

圖7 頂板離層深、淺基點位移曲線Fig.7 The displacement curves of the deep and shallow base points of the roof separation layer

由圖8可知，分別選取影響范圍測點超前工作面取最大值，滯后工作面取最大值作為參考區(qū)間，綜合數(shù)據(jù)分析得出滯后工作面頂板影響最大范圍為80 m，超前工作面頂板影響最小范圍為13 m；頂?shù)装謇塾嬒鄬σ平恐底畲鬄?40 mm，兩幫收斂量值最大為580 mm。

圖8 圍巖表面位移曲線Fig.8 Displacement curve of surrounding rock surface

綜合201綜采工作面沿空留巷錨桿(索)受力、頂板離層、巷表位移等分析結(jié)果可知：滯后工作面280 m范圍內(nèi)為動壓區(qū)。超前工作面50 m為超前應(yīng)力影響區(qū)，因此201綜采工作面超前支護長度應(yīng)不小于50 m。滯后工作面280 m范圍外為穩(wěn)定區(qū)。

4 結(jié)論

(1)頂板上覆巖層為較硬砂巖時，裝藥結(jié)構(gòu)為“4+3+3+2”；頂板上覆巖層較軟時，裝藥結(jié)構(gòu)為“4+3+2+1”。

(2)根據(jù)雙龍煤礦的具體生產(chǎn)實際，結(jié)合工程研究成果，確定201綜采工作面輔助運輸巷道采用超前預(yù)裂爆破切頂卸壓，單體液壓支柱+鉸接梁+注漿改性+恒阻錨索等多重圍巖控制技術(shù)。

(3)滯后工作面280 m范圍內(nèi)為動壓區(qū)，280 m范圍外為穩(wěn)定區(qū)；超前工作面50 m為超前應(yīng)力影響區(qū)，超前支護長度應(yīng)不小于50 m。