吳兆軍
(陜西陜煤澄合礦業(yè)有限公司,陜西 渭南 714000)
近年來,沿空留巷技術在煤礦開采過程中被廣泛應用[1],與有煤柱工作面布置相比,這種工作面布置方式直接減少回采巷道施工工程量,實現(xiàn)無煤柱開采[2],同時大大緩解了煤礦采掘接替緊張的局面[3]。目前,切頂卸壓技術是在沿空留巷中應用比較成熟的一項技術[4],不少學者通過理論計算、數(shù)值模擬、工程應用等手段進行了相關研究,取得了良好的效果[5],尤其是對爆破參數(shù)的制定、留巷段礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、補強支護等方面,積累了大量研究成果及現(xiàn)場經(jīng)驗[6]。陜西澄合百良旭升煤礦結合該礦505 綜采工作面實際地質(zhì)采礦條件,選取工作面停采線以里120 m 巷道進行沿空留巷切頂卸壓技術試驗,采用了聚能管定向爆破技術,總結了試驗段巷道的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,試驗后留巷斷面達到了預期效果。
505 綜采工作面順槽設計長度712 m,切巷設計長度152 m。主采5#煤層,平均厚度3.5 m,煤層直接頂為中細粒砂巖,平均厚度2.9 m;中細粒砂巖上部為4#煤層,厚度1~2.2 m,平均厚度1.4 m;老頂細粒砂巖位于4#煤層上部,厚度3~9 m,平均厚度7 m。煤層直接底為砂質(zhì)泥巖與泥巖互層,厚度0.6~2.8 m,平均厚度1.8 m;老底為細粒砂巖,厚度13.5~20.5 m,平均厚度16 m。
505 綜采工作面位于百良旭升煤礦礦井二采區(qū)東翼,西臨采區(qū)大巷,東臨礦界保護煤柱,南北均為未開拓區(qū)域。試驗地點為505 工作面軌道巷,巷道斷面規(guī)格:凈寬×凈高=4 m×3.5 m,采用錨網(wǎng)索支護形式,巷道頂板打設6 根錨桿,幫部打設5 根錨桿,錨桿采用φ22 mm×2 400 mm 左旋無縱筋錨桿。另外頂板打設φ18.9 mm×8 300 mm 錨索進行補強支護,錨索呈三花布置。試驗段采取二次錨桿(索)補強加固方案,即采用錨桿對煤柱側幫、錨索對煤墻幫頂板補強加固。錨桿采用φ22 mm×2 400 mm 左旋無縱筋錨桿,間排距1 400 mm×1400mm,錨桿打設在原幫部每兩排錨桿之間呈五花布置,共補打錨桿145 根。錨索采用φ21.8 mm×8 300 mm 1860 鋼絞線,距幫部0.6 m 處施工一排,間距0.8 m,共補打錨索127根。巷道補強加固斷面如圖1 所示。
圖1 巷道補強支護斷面
(1)頂板預裂爆破孔設計
采取深孔雙向聚能爆破技術對頂板進行切頂卸壓,在試驗段巷道超前工作面50 m 施工爆破孔。結合505 綜采工作面頂板巖層賦存狀況,爆破孔設計孔深6.5~7.2 m,直徑50 mm,布置在距回采幫250 mm 處,孔間距800 mm,沿頂板傾向工作面采空區(qū)20°打設,該段巷道共計施工爆破孔150 個。
(2)爆破參數(shù)
炸藥選用煤礦用乳化炸藥,炸藥規(guī)格:φ32 mm×200 mm; 每個爆破孔安裝9 節(jié)炸藥,裝藥長度1.8 m。雷管選用煤礦用毫秒延期電雷管,每個爆破孔使用兩發(fā)電雷管。雷管連線方式為孔外串聯(lián)及孔內(nèi)并聯(lián);每5 個爆破孔為一組,一次起爆一組爆破孔。聚能管采用φ40 mm×4 000 mm 聚乙烯PVC 管,為實現(xiàn)定向爆破效果,每根聚能管需對稱切割出8 mm 寬度的對縫。
(3)分段試驗方案
為確定科學合理的爆破參數(shù),將505 綜采工作面軌道巷120 m 巷道分3 段進行試驗,針對爆破孔深、裝藥方式制定不同爆破參數(shù),從而確定最優(yōu)的爆破方案,分段參數(shù)如表1 所示。
表1 留巷段分段爆破參數(shù)
(1)留巷段采用液壓單體柱配合π 型鋼打設抬棚進行超前加固,π 型鋼長2.4 m,抬棚棚距0.8 m,排距0.6 m。
(2)切頂側幫部采用密集液壓單體柱配合工字鋼進行支護,采用雙層網(wǎng)(里層雙抗網(wǎng)、外層鋼筋網(wǎng))護幫。工作面推過切頂段60 m 后,使用工字鋼替換切頂側幫部液壓單體柱,不再進行回收。
(1)巷道表面位移觀測:采用十字布點法進行巷道表面位移觀測,每間隔6 m 設置一組測站,每天量取頂?shù)装?、兩幫相對移近量?/p>
(2)頂板離層觀測:安裝KJ216 頂板離層儀對頂板離層量進行觀測,每間隔12 m 安設一組。
(3)錨桿(索)受力觀測: 使用錨桿(索)測力計對錨索、錨桿受力狀態(tài)進行觀測,每間隔12 m安設一組。
沿空留巷圍巖應力隨工作面推進不斷變化,留巷段頂?shù)装遄冃畏智捌诨顒悠凇⒒顒舆^渡期及后期活動期三個階段,選取1 號測點變形量曲線圖為代表,如圖2 所示。
圖2 1 號測點變形量曲線
(1)頂板活動前期:該階段試驗段巷道受采場超前支承壓力影響。工作面距測點大于45 m 時,巷道頂?shù)装鍟r,巷道頂?shù)装鍩o明顯變形,相對移近量較??;工作面距測點45~30 m 時,超前支承應力影響開始顯現(xiàn),但頂板下沉量、測點底鼓量整體變化不大;工作面距測點30~15 m 時,變形量增大;工作面距測點小于15 m 時,頂板下沉量、下沉速率及底鼓量、底鼓速率顯著增大,如表2、表3 所示。
表2 頂板下沉量觀測數(shù)據(jù)分析
表3 底鼓量觀測數(shù)據(jù)分析
(2)頂板活動過渡期:該階段留巷段受工作面傾向支撐壓力影響。當工作面推過測點期間,測點后方頂板失去支架支撐,采空區(qū)直接頂出現(xiàn)垮落。因垮落后的巖石無法充填滿采空區(qū),造成老頂及其上覆巖層通過層間聯(lián)系直接作用在留巷段,巷道處于應力集中區(qū)域,頂?shù)装宄霈F(xiàn)劇烈變形[3]。
(3)頂板活動后期:該階段留巷段受后方采空區(qū)支承壓力影響。當工作面推過測點10 m 后,隨著老頂及關鍵層的垮落、彎曲變形,冒落的矸石形成穩(wěn)定的承載結構[4],留巷段圍巖應力環(huán)境改善,頂?shù)装迨芎蠓讲煽諈^(qū)支承壓力影響逐漸變小。當工作面推過測點30 m 后,頂?shù)装遐呌诜€(wěn)定,基本無變化。
通過對留巷段兩幫移近量分析,總體變形情況與頂?shù)装鍘r層變形類似。當工作面距測點大于45 m 時,巷道兩幫無明顯變形;隨工作面不斷推進,兩幫變形量逐漸增大;當工作面推至測點時,礦壓顯現(xiàn)明顯,支架向巷道內(nèi)內(nèi)移明顯,兩幫急劇變形,巷道寬度較回采前寬度減小130 mm,最大變形量為420 mm。當工作面推過測點50 m 后,兩幫變形趨于穩(wěn)定,如表4 所示。
表4 兩幫移近量觀測數(shù)據(jù)分析
通過對留巷段KJ216 頂板離層儀數(shù)據(jù)進行觀測分析,頂板淺部、深部離層量與巷道頂板下沉量基本一致,變化規(guī)律隨工作面的不斷推進而變化,如圖3 所示。
(1)錨桿受力狀態(tài)分析
隨工作面的不斷推進,1 號測點處巷道幫部錨桿的受力持續(xù)增加,當增大至28 MPa(151.6 kN)時,受切頂卸壓的影響,圍巖應力重新分布,錨桿受力開始下降且逐漸趨于穩(wěn)定,如圖4 所示。
(2)錨索受力狀態(tài)分析
與錨桿受力狀態(tài)相似,隨工作面的不斷推進,錨索受力不斷增加;頂板切頂卸壓前,錨索受力達到峰值26 MPa(146.2 kN);切頂卸壓后,頂板巖層切斷與老空區(qū)上方巖層的層間聯(lián)系,錨索受力突降為0,后受殘余支承應力影響,錨索受力慢慢增加變?yōu)? MPa 且趨于穩(wěn)定,如圖5 所示。
圖5 1 號測點錨索受力曲線
1)工作面回采過程中,受排尾架位置影響,支架后竄矸現(xiàn)象嚴重,擋矸效果較差;同時切頂幫側液壓單體柱僅能靠支架頂梁打設,隨工作面的回采,留巷段寬度2.3~2.7 m,遠低于預期留巷寬度。另外,受工作面坡度較大影響,切頂幫受頂板壓力及側向老空區(qū)矸石垮落影響,單體柱中間幫部多發(fā)生明顯內(nèi)鼓。針對該問題,及時拉移排尾架,并垛煤袋閉幫,同時在切頂側頂梁打設單體柱的基礎上,使用橫托梁對頂梁進一步加固,另外,對幫部單體柱采取小徑木配合雙層網(wǎng)閉幫,進一步減少幫部內(nèi)鼓現(xiàn)象。
2)按照切頂卸壓支護設計要求,工作面推過留巷段后,使用工字鋼替換原液壓單體柱。由于巷道受壓變形嚴重,巷高不一,需現(xiàn)場量取后加工不同長度的工字鋼,且現(xiàn)場替換困難,通過后期觀測,替換后的工字鋼均發(fā)生不同程度的彎曲變形。針對該問題,一方面是采用打設雙抬棚提高支護強度,另一方面在巷道出現(xiàn)劇烈變形前提前更換工字鋼立柱。
3)通過進行礦壓觀測工作發(fā)現(xiàn),當工作面距留巷段15 m 時,巷道頂板出現(xiàn)明顯裂縫,裂縫長約12 m,寬約30 mm,需加強支護。針對該問題,一是需提高留巷段補強支護強度,尤其是需加密頂板錨索補強支護強度; 二是需進一步提高超前抬棚加固強度。
百良旭升煤礦在505 綜采工作面軌道巷進行了沿空留巷切頂卸壓技術試驗,留巷段采用深孔雙向聚能爆破技術,順利實現(xiàn)回采側頂板的自動切落。通過對礦壓觀測數(shù)據(jù)進行對比分析得出:切頂后,巷道表面位移、頂板離層量及錨桿(索)受力逐漸減小并趨于穩(wěn)定,有效地消除了留巷區(qū)域的應力集中。此次沿空留巷成巷工程量120 m,切頂后留巷斷面:凈寬×凈高=2.5 m×2.4 m,基本達到預期效果。