陈 博
(黄陵矿业有限公司一号煤矿,陕西 延安727307)
随着国内煤矿机械化、自动化、智能化水平的提高,掘进与采面速度越来越不匹配,出现生产接续紧张、安全管理难度大等问题,因此,推广应用科学高效的开采技术是煤矿未来的发展趋势。其中沿空留巷无煤柱开采技术与传统的“121”开采模式相比较能够减少巷道的掘进作业,提高矿井生产效率、降低万吨掘进率、提高资源回收率、延长矿井服务年限,彻底解决因煤柱留设带来的资源浪费、生产接续紧张、灾害治理时间不足等重大难题,实现矿井安全高效生产,因此,实施沿空留巷无煤柱开采对实现矿井高质量发展意义重大。本文以黄陵矿业公司一号煤矿1006工作面沿空留巷工业试验进行研究,从留机理、巷道支护、爆破预裂、尾巷挡矸留巷等关键技术入手,同时结合试验过程中巷道的矿压显现情况进行分期,确定了适合于一号煤矿的沿空留巷技术。
黄陵矿业一号煤矿1006工作面可采长度1 981 m,切眼长度235 m。煤层厚度2.0~2.4 m,平均厚度约2.2 m,煤层倾角为1°~3°。工作面没有伪顶,其直接顶主要为粉砂岩;中夹薄层砂质泥岩,其成分以石英为主,钙质胶结;中夹薄层砂质泥岩,其中含黄铁矿结核与植物化石碎片,并夹杂有薄层粉砂岩,水平层理相对较发育,厚度为5.9~10 m,平均厚度为8.2 m;老顶为细砂岩、粉砂岩和泥岩的互层,平均厚度2.0 m;直接底为灰绿色泥岩,块状,含铅土质,平均厚度为1.1 m,遇水膨胀,易底鼓。
黄陵一号煤矿1006综采工作面采用的沿空留巷技术,是基于何满朝院士“切顶短壁梁理论”中阐述的切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术所创建的[1]。该技术原理主要是通过强化支护预留巷道顶板,并爆破采空区顶板,让采空区上覆岩层与巷道顶板上覆岩层间形成切缝结构面,相互不能传递应力,让预留巷道顶板实际受力结构状态从长臂梁变为短臂梁,在基于短臂梁具有支承压力相对较小的特点,进而更好的控制巷道顶板,在此过程中,采空区切缝高度范围内岩层,在来压作用的影响下,会沿切缝面慢慢垮落,便可产生巷帮,受主动切顶一方面会使基本顶的扰动力变弱,另一方面有助于减弱巷道周期来压频次的影响,可更安全的达到沿空留巷无煤柱自动成巷的目的。切顶卸压机理示意图见图1。
图1 切顶卸压机理示意图
在沿空留巷前必须对顶板施工大变形锚索对留巷顺槽顶板补强支护。1006综采工作面留巷段补强支护形式如下:顶部支护采用锚索梁+锚杆+塑钢网联合支护的形式,可选用T140型钢带来制作锚索梁,所用的正常支护锚索梁长度控制在4 800 mm,采用一梁四索式结构,排距控制在800 mm,可选用φ17.8 mm×8 300 mm与φ17.8 mm×10 300 mm的钢绞线进行交替支护,各孔所消耗的树脂为MS K2370树脂3节,让压锚索支护2列:第一列与巷道主帮相距1 000 mm,选用T180型钢带制作锚索梁,锚索梁长3 600 m,采用一梁三索式结构,排间距控制在800 mm,选用φ21.8 mm×10 300 mm规格的钢绞线,每孔消耗MS K2370树脂3节,并合理配套应用大变形锁具;第二列与巷道主帮相距2 600 mm,选用16号型槽钢制作锚索梁,梁长400 m,采用一梁一索式结构,排间距控制在1 600 mm,选用φ21.8 mm×10 300mm型钢绞线,每孔消耗MS K2370树脂3节,配套使用大变形锁具。1006综采工作面沿空留巷补强支护示意图见图2。
图2 1006综采工作面沿空留巷补强支护示意图
2.2.1 切顶预裂钻孔高度设计
可采用双向聚能爆破预裂技术预裂爆破顶板,让其产生切缝,该爆破技术主要是通过在炮孔中装设双向聚能装置来装药,让聚能方向朝着需断裂的方向作用;炸药发生起爆后,所产生的冲击波与应力波会沿着事先布设的方向进行集中释放,最终会在炮孔壁上产生与聚能孔方向相同的径向初始裂缝;起爆后产生的爆生气体会迅速向径向初始裂缝涌入,这样集中的拉应力会沿设定方向,最终使岩体发生断裂,让顶板实现预裂切缝。
本次沿空留巷工业试验,顶板预裂切缝孔采用锚杆钻机施工,顶板预裂切缝孔深度(Hf)临界设计计算式: Hf=(Hm-ΔH1-ΔH2)/(K-1)
式中:Hm为表工作面实际采高,单位m,可取2.2 m;ΔH1为顶板下沉量,单位m,可取0.1 m;ΔH2为底鼓量,单位m,可取0.1 m;K为碎胀系数,通常在1.3~1.5之间;可取1.3。
通过计算,可得:Hf=6.7 m,设计取7 m。
2.2.2 切顶预裂装药设计
为保证爆破预裂切缝参数科学合理、切缝效果最佳,在正式试验留巷前须提前进行切顶留巷试验,在试验过程中对切缝孔参数、装药量、爆破参数等进行修正。在1006运顺试验留巷前60 m范围内进行单孔、间隔、连孔爆破试验,详见图3、图4。爆破后通过C XK12-A矿用本安型钻孔成像仪观测切缝情况,试验的3种类型如下:
图3 炮孔参数试验设计方案
图4 切缝爆破装药结构示意图
1)装药量7卷,装药结构(3+2+2),采用单孔、间隔或连孔爆破,试验长度5 m。
2)装药量8卷,装药结构(3+3+2),采用单孔、间隔或连孔爆破,试验长度5 m。
3)装药量9卷,装药结构(3+3+2+1),采用单孔、间隔或连孔爆破,试验长度5 m。
通过在1006工作面进行3类不同的爆破试验,根据爆破预裂效果最终确定装药结构为3+3+2、钻孔间距400 mm的爆破参数。
2.2.3 预裂巷道尾巷挡矸设计
1006工作面预留巷道尾巷切缝侧支护采用“U型钢+金属网+喷砼”的方式进行挡矸支护,挂设φ6 mm金属网,网片搭接宽度200 mm,采用U29型钢,间距300 mm,距巷道原主帮400 mm支护,喷C20砼,厚度150 mm,一次喷厚100 mm,随留随喷,二次喷厚50 mm,滞后一次喷砼100 m,封闭采空区应力分布过程中产生的一次喷砼裂隙。
工作面从2020年4月1日起进行正式留巷,从2020年4月2日开始进行安装并调试矿压监测系统。在此过程中,选取了1006工作面2020年4月2日—4月12日间最有代表性的3号与12号压力分站,各自所显示的液压支架工作阻力曲线的分析得出:1006工作面来压步距约为24.5 m,来压时工作面中部应力峰值最大,约43.5 MPa。3、12号压力分站液压支架工作阻力对比分析图见图5、图6。
图5 3号压力分站右柱支架压力曲线
图6 12号压力分站右柱支架压力曲线
3.2.1 巷道顶板下沉变形情况
在生产中,可借助巷道顶板下沉变形监测数据对巷道顶板岩层的运动情况进行判定,进而判断巷道进入稳定状态与否,提供较为准确的基础数据,为留巷段临时支护的回撤作业作参考。为进一步了解1006工作面留巷巷道的矿压显现规律,可通过分析巷道顶板下沉、底鼓变形情况,它们各自与回采工作面距离的关系来确定,具体可在与工作面留巷相距300 m的范围内,每隔30 m布设1个巷道变形监测站,共布置10个,分别在留巷的10、40、70、100、130、160、190、220、250、280 m处切缝侧,与U型钢支护处相距约400 mm,测站编号分别为Q FC1、Q FC2、Q FC3、Q FC4、Q FC5、Q FC6、Q FC7、Q FC8、Q FC9、Q FC10。与此同时,在工作面留巷300 m的范围内,每隔20 m布设1个人工监测点,分别在留巷的0、20、40、60、80、100、120、140、160、180、200、220、240、260、280 m处。顶板下沉变形规律分析:在工作面实际推进作业中,图7、8分别为测站Q FC1、Q FC7两处的巷道顶板下沉变形监测曲线。
图7 测站Q FC1巷道顶板下沉变形曲线
通过图7、图8可知,1006工作面运输巷在留巷90~133 m之间的巷道顶板下沉曲线相对较陡峭,说明该段顶板不仅下沉速度相对较快,而且下沉量也相对较大;在工作面推过130 m时,再观察巷道顶板下沉情况,发现顶板下沉量约为300 mm,为该处总下沉量的93%;而此后顶板的下沉速度出现明显减缓的趋势;在工作面推过150 m后,巷道顶板的下沉变形此时已基本完成,下沉量约320 mm,巷道顶板基本处于稳定状态,不会再发生大的下沉。
图8 测站Q FC3巷道顶板下沉变形曲线
3.2.2 巷道底鼓变形规律分析
在工作面推进过程中,测站Q FC1和Q FC7处巷道底鼓监测曲线分别如图9、图10所示。
通过图9与图10可知,1006工作面运输巷留巷在60~130 m距离内巷道顶板下沉变形曲线相对较陡,说明该时段底鼓量加快;当工作面推过130 m距离后,该处巷道底鼓量大约为350 mm,该道底鼓量约占该处总底鼓量的90%左右;在此之后巷道底鼓速度显著减缓;在工作面推过约150 m的距离后底鼓变形已基本完成,下沉量约390 mm,表明此时该处巷道已基本处于稳定状态,巷道也相对较稳定。
图9 测站Q FC1巷道底鼓变化曲线
图10 测站Q FC1巷道底鼓变化变形曲线
通过在1006工作面沿空留巷现场监测及施工评价等多种手段,利用切顶卸压自动成巷顶板岩层结构力学特征,基于双向聚能张拉成型爆破技术原理及其特点,确定了工作面沿空留巷双向聚能爆破切顶关键参数;基于大变形锚索支护技术原理及其力学特性,确定了工作面沿空留巷大变形锚索支护参数;基于沿空留巷切缝侧巷帮受力与变形特征,确定了一号煤矿1006工作面沿空留巷切缝侧巷帮支护结构及支护形式;通过对工作面沿空留巷工作面矿压显现规律的分析,得出了工作面初次来压与周期来压特征。该技术的理论与现场实践研究为矿井沿空留巷无煤柱开采技术的推广应用奠定了基础。