赵云佩,贾 靖
(1.冀中能源邢台矿业集团有限责任公司,河北 邢台 054000;2.河北煤炭科学研究院,河北 邢台 054000)
随着煤矿围岩控制理论的发展、采掘支护技术的提高及巷旁充填材料性能的改善,沿空留巷已经在大采高煤层、综放巷道、三软煤层、千米深井、直覆硬顶等各种复杂地质条件下采用巷旁充填、切顶留巷等多种支护方式取得成功[1-7]。按充填体位置的不同,沿空留巷可分为原位、半原位和沿煤壁三种形式[8]。原位留巷的充填体位于采空区内,留巷变形大,围岩控制困难;半原位留巷的充填体位于原支护内,巷道维护简单,二次复用时需扩帮;沿煤壁留巷的充填体沿实体煤帮构筑,需要重新掘巷,实现了无煤柱开采。沿空保留下来的巷道一般顶板及两帮治理效果较好,但底鼓量大,其中软岩留巷的底鼓量可占顶底板移近量的80%以上,且呈现出非线性大变形的特征。随着煤矿采深的增加和巷道断面的增大,留巷底鼓现象越来越严重[7-9]。对于整个充填体位于采空区内的原位沿空留巷底鼓现象更为突出。在二次复用过程中需要返修,甚至反复2~3次,增加了大量的维修工作,严重影响了煤矿的正常生产及留巷效益的发挥。
左则沟煤矿2202工作面位于二采区南部,所采煤层为2#煤,工作面埋深约600m。煤层顶底板岩性如图1所示。
图1 2#煤顶底板岩性图
2202工作面开切眼长度180m,安装液压支架121架,推进长度约1300m,采用走向长壁综合机械化开采,全部垮落法管理顶板。
2202运输巷沿2#煤顶板掘进,为梯形断面,净规格为4.2m×2.7m(宽×巷中高),锚网索支护。拟采用原位留巷技术将该巷道保留下来作为下一个工作面的回风巷。
沿空留巷位于采空区边缘,承受的是顶板岩层的载荷,掌握采场覆岩的结构特征及活动规律是实现沿空留巷围岩稳定性有效控制的基础。
根据关键层理论及相关的研究[10-12],工作面回采过后,基本顶岩层在巷道边缘附近破断成规则块体,块体间相互挤压咬合形成“砌体梁”结构,如图2所示。砌体梁结构中,关键块体B的旋转下沉不可避免,在回转过程中不断向巷道施加压力,直至接触到采空区垮落岩石而稳定,最终处于顶板“给定变形”的状态。
图2 协同支护机理示意图
分析图2可以看出,巷旁墙体不可能阻止块体B的运动。在给定变形下,充填体不承担顶板覆岩运动产生的作用载荷,仅承担支承范围内直接顶载荷,因此留巷围岩控制的原则是初期适度让压,让顶板卸载;后期保证支护强度,控制围岩变形,由此提出了“斜拉锚索-U钢-充填体”协同控制技术。
该技术的关键将斜拉锚索深入基本顶稳定岩层,悬吊充填体上方顶板,U钢和临时架设的单体支柱强制切顶,促使采空区顶板在充填体边缘处垮断,形成以煤帮为支撑点的稳定“悬臂梁”结构。超高水材料充填体具有一定的可缩性,初期适度让压,适应顶板回转的给定变形,后期具有一定的支护强度,限制下位岩层破断、垮冒。
在该协同支护体系中,斜拉锚索的悬吊和U钢的切顶提高了顶板的完整性和承载性能,有助于降低巷旁充填体支护阻力,因此充填体不切顶,强度不宜过高,更多的是起到隔绝采空区、密闭保护巷道的作用。
结合2202工作面的地质生产条件,确定了“斜拉锚索-U钢-充填体”协同控制技术的具体参数,如图3所示。
图3 原位留巷“斜拉锚索-U钢-充填体”协同控制技术(mm)
1)充填体参数:参考相关研究成果[13,14],充填体的宽度设置为1.8m,长度按日推进度确定,高度大于煤层采高200mm。超高水材料的水灰比为1.8∶1,终凝强度不低于5MPa。
2)充填体顶板支护:靠近采空区侧补打两排切顶单体柱,柱距500mm,充填体顶板补打Φ20mm×2000mm高强螺纹钢锚杆及Φ21.6mm×8000mm锚索,间排距分别为800mm×800mm、800mm×1600mm。为提高充填体承载性能,在充填体中置入锚栓。同时在采空区侧支设U钢,并在U钢上打孔,与锚栓相连,增加支护系统的稳定性。
3)巷内加强支护:沿原巷道顶板中间补打一排锚索,排距1600m。巷中支设三排单体柱,柱距为500mm,视留巷情况回撤。
4)实体煤帮支护:实体煤帮补打一排锚索,排距1600mm,实体煤帮的锚索用梯子梁沿推进方向连接到一起。
所留巷道为运输巷,巷内铺设有运煤带式输送机,超高水材料运输、储存困难,因此将充填站设置在运料巷内,距开切眼400m处。铺设两路外径31.5mm、 强度不低于15MPa的镀锌钢管经工作面刮板输送机的电缆槽输送至留巷地点,利用三通混合器接高压胶管到充填包中。
主要设备为2ZBYSB18.0~5.4/5~15-55双浆注液泵两台,一用一备,JDW-1000S水泥搅拌机4台,A、B料各两台,实现连续制浆。
2202工作面是该矿第一个留巷工作面。因此,从第一个充填包开始就对巷道矿压显现情况进行了详细的观测记录。
3.2.1 充填体应力监测
采用GBY-1B型数字采集系统,第一组三个传感器放在9号充填包下,7月17日开始采集数据,频率为5min。由监测结果可以看出,三个传感器的应力最大值出现在7月25日凌晨3点,此时工作面位置距9号包约16m。此后充填体受力逐渐变小并稳定。
3.2.2 锚栓破断情况
部分充填体上的锚栓出现了破断的情况,由破断情况可以看出,锚栓断口没有径缩,断口特征为脆断。横向裂缝的发展是造成锚栓破断的主要原因,横向裂缝达到锚杆横断面的50%,杆体的应力断面不足以承受所受的载荷时,锚栓发生脆断。
根据留巷记录,7号充填包的锚栓7月23日首次出现断裂、10号充填包的锚栓8月9日首次出现断裂,断裂时充填体距工作面的位置大约为15.3m、16.5m。
3.2.3 巷道变形特征
工作面充填13个包时2202工作面原位沿空留巷具有如下的变形特征:
1)变形以底鼓为主。整个巷道基本稳定,顶板下沉较小,最大值为200mm。底鼓相对较大,最大底鼓位置在4号、5号充填包处,为800mm。
2)滞后显现。沿空留巷的巷道变形呈现明显的时空特性。根据现场变形观测,2202工作面受超前支承压力影响较小,超前支护段巷道几乎无变化,超前显现不明显,但当煤层开采之后巷道变形较大,到工作面后方30m左右达到稳定。
3)底鼓的组成。2202沿空留巷工作面前方底鼓几乎为0,底鼓主要由采后底鼓、充前底鼓和充后底鼓三部分组成。采后底鼓量100~200mm、充前底鼓量200~300mm、充后底鼓量300~400mm。因此,巷道底鼓的治理应在工作面前方进行。
4)底鼓变形的不对称性。2202工作面留巷底鼓具有明显的偏态凸起特征,最大底鼓量出现在距实体煤帮1.1m处,向两侧逐渐减小。
除了泥岩顶底板等自然因素外,现场的生产活动对巷道变形也有较大的影响。
1)滞后支护。充填区域未提前扩帮,都是移架后支护,从割煤到充填完成需要反复移架10次左右,加剧了对顶板的破坏。此时采用锚杆索支护时顶板已经出现了下沉变形。
2)未充分切顶。基本顶给定变形下,位于采空区的切顶支护切顶强度不足,造成充填体持续受到顶板压力的影响,部分充填体的锚栓破断、充填体出现压缩变形。
3)底板反复扰动。巷道成形后,应力重新分布,两帮受力增加,促进底板岩层内裂隙发育;工作面回采前,在超前支承压力的影响下,底板有向巷内发生归位变形的趋势,但受到超前支护的阻碍,工作面回采后,单体柱回撤,对底板的压力消失,岩层内积聚的能量通过底鼓的形式向巷道内释放,从而造成底鼓。
1)加强支护。现场矿压观测表明,工作面来压步距约18m,因此应加强该段的支护。在保证巷内三排支护的基础上,贴紧充填体打一排单体柱。该排单体柱作为充填体的临时支护,在工作面后方20m回撤。
2)增加切顶支柱密度。靠近采空区的切顶支柱中心距调整为300mm,净距离200mm,配铰接顶梁,一梁三柱。
3)保持充填区域顶板的完整性。将架后支护改为架前支护,在工作面割煤后、移架前补打充填区域的顶板锚杆,2号和3号支架上方用工字钢或π型梁背顶,严禁移架过程中将锚杆损坏。通过保持顶板的完整弱化巷旁支护的传力效果。
4)补打底板锚杆。在工作面前方靠近实体煤帮巷道底板补打两排Φ20mm×1800mm螺纹钢树脂底板锚杆,间排距为0.8m×1.0m。
5)其他措施。将锚栓改为Φ20mm的高强螺纹钢锚杆,同时将梯子梁由横向布置改为横竖网状布置。
当前工作面已留巷约200m,采取以上措施以后,锚栓无断裂情况出现,巷道变形较小,尤其是底鼓量明显减小,采后和充前底鼓量几乎为0,采后40m左右底鼓量达到稳定,约为300mm。巷道中高在2.5m以上,巷道围岩控制效果明显,巷道不需返修或只需简单挖底即可满足二次回采的要求。
沿空留巷回收了区段保护煤柱的资源,减少了一条巷道的掘进,但留巷本身及后期维护也会有一定的费用,留巷经济效益计算见表1。2202工作面运输巷留巷长度约1200m,可节省496.8万元,效益可观。
表1 留巷经济效益计算 元/m
1)原位留巷围岩变形剧烈,基本顶岩层断裂,关键块体B的旋转下沉不可避免,在回转过程中不断向巷道施加压力,直至接触到采空区垮落岩石而稳定,最终处于顶板“给定变形”的状态。
2)“斜拉锚索-U钢-充填体”协同控制的技术关键是斜拉锚索悬吊充填体上方顶板,U钢支柱配合单体柱强制切顶的作用,形成稳定的“悬臂梁”结构。充填体不切顶,强度不宜过高,更多的是起到隔绝采空区、密闭保护巷道的作用。
3)协同控制技术的现场应用表明,巷道顶板稳定,但底鼓量相对较大,通过及时切顶、架前支护、补打底板锚杆等措施显著降低了巷道变形量,减少了巷道维修,经济效益显著。