无巷旁充填沿空留巷连续协调开采技术研究

高 建

(同煤集团 朔州煤电有限公司小峪煤矿,山西 朔州 036000)

我国煤炭资源的回收率低,煤炭企业的资源回收率平均只有40%左右,存在较为严重的资源浪费问题,选择先进的采煤方法是实现煤炭资源高效开采的最有效途径之一[1-2]。针对我国煤矿的开采方法而言,实行连续开采技术可以缩短工作面的搬家时间,可以在很大程度上提高工作效率,对于提高煤炭回收率具有重要意义。沿空留巷是实现工作面连续开采的护巷方式,在生产过程中,回采扰动会使矿压显现剧烈,沿空巷道要经受二次采动影响,对巷道的维护造成很大的困难。因此,沿空巷道的支护体系良好是保证实现工作面连续协调开采的关键影响因素。现在多数矿井的巷旁支护主要采用金属可缩性支架、密集金属支柱、木跺等手段,而这些支护手段存在劳动强度大、机械化程度不高、支护阻力低等缺点,严重制约了沿空留巷技术的应用推广[3-4]。因此,笔者以章村煤矿4224单翼采区为工程对象,对连续开采的接替方式及巷道支护技术进行研究,对于形成科学无煤柱连续开采的技术体系,实现煤层的高产、高效、安全开采具有一定的意义。

1 采区工程地质概况

4224采区位于章村煤矿-200水平西翼下山区域,开采煤层的2#煤层为薄煤层,煤层平均倾角为14°,平均厚度为1.3 m。2#煤直接顶为平均厚度为1.6 m的粉砂岩,老顶为平均厚度11 m的细砂岩,煤层直接顶与老顶均为较为坚硬的砂岩,稳定性好,利于工作面维护,煤层直接底为平均厚度为5 m的含炭质粉砂岩。2#煤层主要含水层为顶板砂岩含水层,本区正常涌水量为306 m3/h,最大涌水量为612 m3/h,水文地质条件简单,未发生过突水事故。在采区下部存在一小型褶曲,褶曲轴方向为北偏东25°,对采区下部工程布置影响较大。4224采区是自上而下划分为2404、2406、2408、2410工作面的单翼采区,采区布置示意图如图1所示。

2 沿空留巷连续开采方式的确定

根据4224采区工作面巷道布置方式,章村矿4224采区可采用跳采、煤柱护巷、沿空掘巷、沿空留巷等几种连续开采方式,此处,根据章村矿4224采区实际地质及生产条件,以层次分析法作为理论基础,对4224采区最佳的接替方式及回采方式进行分析,从多个指标出发,选择最适合本采区的开采方式。对于该问题而言,总目标为选择最佳的工作面接替方式及回采方式,主要从技术、经济及保护环境三个指标出发。技术角度主要考虑技术可行性,在实施时的难度等,经济角度主要考虑方案所能带来的经济效益,环境方面主要考虑对环境的破坏。供选择的方案有六个:双巷跳采、单巷跳采、双巷留煤柱连续开采、双巷沿空掘巷连续开采、单巷沿空掘巷连续开采及单巷沿空留巷连续开采,以此为基础,建立层次分析的多级递阶结构,如图2所示。

图1 2404采区布置平面图Fig.1 Layout of No.2404 mining area

图2 最佳接替方式选择的多级递阶结构Fig.2 Multilevel hierarchical structure selected by the optimal replacement method

3 无充填沿空留巷支护技术分析

3.1 无充填沿空留巷支护机理分析

选择合理的支护方式是实现沿空留巷连续开采的关键条件,根据上文地质条件分析,4224采区具备顶底板均为硬度较高的砂岩、稳定性好、矿井瓦斯涌出量小、水文地质条件简单等利于实行无充填带沿空留巷的支护方式的条件。为在采空区侧取得较好的支护效果,巷道支护设计前,对采空区侧巷帮测压力进行力学分析。巷道一侧工作面回采后,顶板垮落成块状矸石体充填到采空区中,此时,其力学特性由顶板岩体颗粒间的联结力转变成矸石块相互间的嵌合阻力,因此可运用土力学的粗粒土理论对采空区侧巷帮的应力形变及其对支护结构进行分析。根据土压力理论,该支护结构可概化为柱板式挡土墙[5]。采空区矸石在顶板垮落下沉过程中,会经历“矸石松散堆积-顶板下沉触矸-矸石压实”三个阶段,根据土压力理论,在上述过程中,矸石体对支护结构的作用力主要表现为两种土压力:一是在未接触、矸石体只受自重应力阶段,表现为静止土压力,其值大小可用静止土压力公式计算;二是顶板岩层接触并压缩矸石阶段,矸石体受自重应力和上覆岩层压力共同作用,表现为主动土压力[6]。矸石作用在支护结构上的侧压力随着顶板岩层触矸增大,当侧压力大于支护结构阻力时,会引起采空区侧巷帮产生滑动,巷道滑动剧烈时会导致巷道变形失稳,因此,沿空留巷支护参数设计时,要保证设计支护系统的支护阻力大于巷帮产生的侧压力,防止巷道变形失稳。基于上述力学分析,在巷道采空区侧采用打设锚索并挂金属网的手段防止采空区侧矸石发生横向位移挤压巷道断面,同时利用单体支柱配合铰接顶梁加强采空区侧巷道顶板支护,达到使采空区侧矸石形成“矸石垛”支撑沿空留巷顶板的目的。

3.2 巷道一次支护设计参数

一次支护设计时,巷道顶锚杆确定为Φ22 mm高强度左旋螺纹锚杆,锚杆长度为2 000 mm,间排距为800 mm×800 mm,采用两支规格分别为S2370和Z2335的树脂药卷全长锚固,锚杆预紧力不小于80 N·m,同时,采用钢筋梯子梁,铁丝网,钢质托盘作为辅助支护;巷道帮部锚杆采用Φ18 mm螺纹钢普通锚杆,锚杆长度为2000 mm,锚固剂选用CK2335、Z2335树脂药卷各一卷端头锚固,帮锚杆预紧力不小于50 N·m。帮锚杆采用矩形布置,上帮每排布置4根,间距800 mm,顶角帮锚杆距顶200 mm,上部三根平行水平布置,底角帮锚杆向下倾斜20°。下帮每排布置三根,间距0.80 m,顶角帮锚杆距顶200 mm,上部两根平行水平布置,底角帮锚杆向下倾斜20°。

3.3 巷道二次支护设计参数

巷道支护系统在工作面回采期间,由于巷道在各阶段所受采动影响不同,因此,巷道的基本支护系统不可能完全适应各个阶段的围岩应力及巷道状态的需求,因此,必须对巷道加强支护方式以保证巷道的稳定性。根据章村煤矿工作面矿压显现规律可知,巷道初次受到剧烈回采动压影响时,巷道顶底板移近量在350 mm,变形量大,待工作面推过之后,由于巷道采透,其整体性遭到破坏,巷道锚杆支护的减垮作用基本失效,二次支护的永久支护方式采用锚杆支护的作用不大。巷道临时加强支护主要是对工作面前方受采动剧烈影响距离到工作面煤壁后方120 m范围内的加强支护,待采动影响消失后即加以拆除。DZ-2500单体支柱配合双销铰接顶梁的支护方式中的单体支柱工作阻力在20 t/根以上,支承强度大,对巷道顶底变形控制强,且支护方式易安装拆除,减轻工人的劳动强度,因此,根据章村煤矿4224采区具体的地质特征,沿空巷道的二次支护采用锚网索配合单体支柱及铰接顶梁的方式。此处以2404工作面为例阐述巷道二次支护设计参数(支护示意图如图3所示)。

图3 巷道二次支护设计图Fig.3 Design drawing of the secondary support in roadways

补打锚索采用Φ17.8 mm×8 300 mm钢绞线制作,锚索梁制作材料为16#槽钢,锚索间排距为2.4 m×1.5 m,锚固剂选用树脂药卷,其中S2370一卷、Z2360两卷,设计预紧力150 kN;采用DZ-2500单体支柱配合双销铰接顶梁的支护方式加强临时支护,采取顺巷三排的打设方式,一梁两柱,柱间距为600 mm。其中两排打在巷道上帮,另一排打在巷道中心线下侧附近,三排支柱距巷道中心线的距离分别为1.7 m、1.2 m、0.2 m。单体支柱打设时的初撑力大于90 kN,梁与顶板之间加垫2块棚木。在巷道局部围岩破碎段采用工字钢棚加强支护,梁长2.8 m,上下帮分别为2.6 m、2.2 m柱腿,棚距1.0 m;在上帮第一排临时支护侧吊挂金属网护帮,防止采空区矸石窜入巷道。

4 沿空留巷支护效果分析

为验证巷道支护效果,在工作面以外50 m、100 m、150 m分别设三个测站。对随工作面推进监测巷道变形情况进行观测统计,统计结果如图4所示。由图4可知:沿空巷道两帮及两帮在5 m～30 m之间变形速度最快,在25 m处达到最大,最大变形速度分别为53 mm/d、57 mm/d。两帮及顶底板变形量在0 m～80 m范围变形量较大,最大变形量分别为600 mm、800 mm。150 m后变形量逐渐趋于稳定。表明,随着工作面回采,采空区冒落矸石逐渐被压实,巷道围岩的支承压力影响范围逐渐变大,峰值向内移动,围岩基本不再受到回采动压的影响,变形量趋于稳定,变形速度降低,沿空留巷期间所采用的支护方式有效地阻止了巷道的变形,可完全满足留巷的要求。

4-a 两帮变形量

4-b 两帮变形速度

4-c 巷道顶底变形量

4-d 顶底变形速度图4 巷道变形观测统计结果Fig.4 Statistical results of deformation observation in roadways

5 结论

1)利用层次分析法对4224采区进行计算分析,得出单巷沿空留巷连续开采方式为4224采区最佳的接替方式。

2)提出在巷道采空区侧采用打设锚索并挂金属网的手段,同时利用单体支柱配合铰接顶梁加强采空区侧巷道顶板支护,可使采空区侧矸石形成“矸石垛”支撑沿空留巷顶板。

3)根据矿压观测结果,150 m后巷道的顶底板、两帮变形量都保持某一固定值,巷道在超过该距离后基本不受动压影响,沿空留巷期间所采用的支护方式有效地阻止了巷道的变形,巷道支护效果良好。

[1] 李爱军.深井沿空留巷关键技术研究与应用[J].煤炭科学技术,2016,44(11):12-17.

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[5] 孙恒虎,赵炳利.沿空留巷的理论与实践[M]. 北京: 煤炭工业出版社,1993.

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