預裂爆破切頂卸壓沿空留巷技術應用研究

李治國

(山西沁新煤業有限公司,山西 長治 046500)

當前煤炭作為我國基礎能源的地位在短期內仍不會改變,伴隨著我國經濟的快速發展,煤炭的需求量也將持續增加[1-2]。為了提高煤炭采出率、延長礦井服務年限、減少巷道掘進工程量、緩解采掘接替矛盾、取消孤島工作面、縮短搬家時間[3-5],近些年來,沿空留巷技術開始在各大煤礦企業展開試驗并逐漸得到廣泛應用。

采用不同的沿空留巷施工方案會產生不同的施工難題,同時沿空留巷過程中也常常會遇到圍巖松軟、巷道支護困難等問題,進而影響煤礦的安全高效生產。針對上述問題,眾多學者做出了相應的研究。王勝利[6]采用水力進行切頂有效維護了回采巷道后期的穩定性;崔榮峰和王彥軍[7]通過優化柔模混凝土設計,改善了巷道支護,提高了經濟技術指標。本文以沁新煤礦9105工作面膠帶順槽為工程背景,采取恒阻錨索補強支護+單體柱密集支護+預裂切頂爆破+巷旁擋矸支護的聯合方式實施了沿空留巷。

1 工程概況

9105工作面膠帶順槽鄰近9107工作面回風順槽,該工作面位于井田西采區,北部為9+10號煤層西采區3條大巷,南部為實體煤(未采區),西部為實體煤(相鄰9107工作面未采區),東部為9103工作面(采空區)。工作面相對應的上部2號煤層已采空,2號煤層采空區距9+10號煤層約80 m,9105工作面埋深350～400 m。

根據礦井地質報告、9105工作面回采地質說明書及頂板圍巖結構的實測數據顯示,9+10號煤層以上0～1.0 m為砂泥巖偽頂,灰黑色,泥質結構,含砂質,硬度小;頂板以上1～8 m為厚層石灰巖,淺部裂隙發育,巖層整體完整性較好,巖層單軸抗壓強度67.6～120 MPa,平均100 MPa以上,抗拉強度1.70～3.52 MPa,平均2.61 MPa,屬于穩定頂板;頂板以上7～11 m為泥巖老頂,平均強度20 MPa;直接底板為灰黑色砂泥巖偽頂,硬度小,抗壓強度9.9～11.8 MPa,平均10.8 MPa,屬于不穩定底板。

9105膠帶順槽原支護方式選用錨桿+網+錨索+Φ14鋼筋梯梁聯合支護,巷道斷面為矩形,寬4.7 m,高2.6 m。為合理開發煤炭資源,鑒于頂板為堅硬石灰巖,在9105膠帶順槽250 m處進行了深孔預裂爆破切頂卸壓沿空留巷試驗。

2 切頂卸壓沿空留巷原理

切頂卸壓沿空留巷實際上是利用工作面推進過程中產生的周期來壓，將采空區頂板按照預先設定的方向垮落,垮落矸石自動形成巷幫，并將原順槽成功保留,提高了順槽二次利用率,減少了鄰近順槽保護煤柱的損失。

在順槽頂板預裂爆破和周期來壓期間,頂板容易產生破碎進而失穩。因此需預先增強巷道頂板的支護強度,提高巷道的穩定性;其次要求切頂高度和角度準確,才能保證形成巷幫的效果;待工作面采過后需及時架設單體液壓支架支護頂板并進行擋矸支護,隨后進行噴漿防止采空區漏風。9105膠帶順槽沿空留巷整體施工斷面圖,如圖1所示。

圖1 9105膠帶順槽沿空留巷整體施工斷面圖

3 切頂卸壓沿空留巷施工設計

3.1 恒阻錨索補強支護

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩定性,在對9105膠帶順槽頂板進行預裂切頂前,采用恒阻錨索補強加固。恒阻錨索垂直于頂板布置,共布設2列。第1列恒阻錨索距留巷幫300 mm,排距1 600 mm,恒阻錨索之間用BHW-300-3.60型W鋼帶連接;第2列恒阻錨索距第1列恒阻錨索間距1 500 mm,恒阻錨索排距為1 600 mm。

恒阻大變形錨索直徑取為21.8 mm,長度取12.3 m,恒阻器長500 mm,外徑88 mm,恒阻值為330±20 kN,預緊力不小于280 kN。恒阻錨索平面布置圖,如圖2所示。

圖2 恒阻錨索平面布置圖

3.2 動壓加強輔助支護

在沿空留巷過程中,工作面開采動壓會對順槽頂板穩定性產生影響,需要對巷道進行臨時支護。根據其他礦井開采經驗,結合本礦實際地質條件,將超前工作面30 m范圍列為超前支護區,滯后液壓支架0～150 m范圍列為架后支護區,滯后液壓支架150 m范圍以外列為穩定區。

1)超前支護區。在頂板完好地段,單體液壓支柱布置在巷道距回采煤壁1.5 m處,排距1 000 mm,每排2根。在頂板破碎,裂隙明顯增多地段,可在不影響轉載機自移的情況下根據現場情況加密支護。

2)架后支護區。架后支護區域伴隨著后方采空區留巷側頂板的斷裂垮落,對留巷區完整頂板產生縱向摩擦作用。由于此區域內頂板垮落還不充分,此處頂板受動壓影響較大,因此決定采用單體液壓柱+花邊梁進行架后臨時支護。為防止垮落的矸石大量涌入工作面,應在控制留巷區頂板下沉的同時及時采取擋矸措施,在巷道切縫幫沿切縫線布置一排單體液壓支柱,與U型鋼可縮支柱交替布置。U型鋼可縮支柱頂部焊接了長500 mm,直徑32 mm的圓鋼,固定時將圓鋼插入原切縫炮孔內。架后臨時支護和擋矸支護平面圖,如圖3所示。

圖3 架后臨時支護和擋矸支護平面圖

3)穩定區。采用U型可縮支柱、單體檔矸柱、菱形網進行擋矸。根據同類條件下沿空留巷最終巷道成型情況來看,單體檔矸柱全部回撤,U型腿隔一回一,保留1 m一根,不會造成采空區矸石涌入巷道,巷道斷面能夠滿足行人、通風、運輸的要求。

3.3 預裂爆破方案

根據9105工作面頂板巖層結構分布情況,對9105膠帶巷沿空側頂板采取走向頂板中深孔超前切縫+傾向頂板超前深孔預裂的預裂卸壓切頂方案。

3.3.1走向頂板切縫爆破

采用聚能管爆破技術,使巖石在切縫方向集中受力,并按照設定方向實現斷裂,在保護頂板的同時可以實現預裂作用。

1)切頂高度。切頂高度是指在利用雙向聚能管爆破頂板后,深處產生的爆破裂縫可以向上延伸的最大垂直高度。根據前述切頂卸壓沿空留巷原理,頂板是否可以按照設計深度利用巖石碎漲作用充分填實采空區直接關系到留巷區圍巖的變形。理論上切頂高度可由下式確定:

(1)

式中:hG為上覆巖層彎曲下沉量,m;hDG為底板鼓起量,m;hm為煤層采高,m;K為碎漲系數,1.3～1.5;hk為理論切頂高度,m。

在此根據以往測定的巖層碎漲系數,K取值為1.3,在不考慮頂板下沉量和底鼓量的前提下,采高為2.6 m,經計算得出理論切頂高度8.7 m,實際施工時取10 m。

2)切頂角度。切頂角度是指切縫炮眼軸向與豎直方向的夾角。為避免切縫面兩側巖塊形成鉸接頂梁傳遞壓力,必須盡量保證兩側巖塊沿切縫面順利滑落。通過建立力學分析模型,經式(2)和式(3)計算取切頂角度為15°,切縫孔間距為0.4 m。

Fk=(Fsinθ-Rcosθ)tanφ，

(2)

Fh=Rcosθ+Fsinθ.

(3)

若Fh≥Fk,則鉸接處巖塊B沿切縫結構面滑落,由此可得到切頂角度需滿足的條件,即:

(4)

式中:Fk為摩擦阻力,kN;Fh為滑動作用力,kN;F為水平擠壓力,kN。

切縫孔間距A=(7～12)d=(7～12)×50

=350～600 mm

(5)

式中:d為鉆孔直徑,取50 mm。

由于頂板為硬巖,切縫孔間距取較小值,取400 mm。巖塊咬合平衡力學模型圖,如圖4所示。

圖4 巖塊咬合平衡力學模型圖

3.3.2傾向頂板超前深孔預裂切頂

由于頂板堅硬,需要進行超前深孔爆破,增加深部裂隙區半徑,頂板來壓時可以有效沿裂隙區斷裂,進一步減弱留巷區頂板的水平應力。沿膠帶順槽每隔20 m布置一組傾向切斷孔,采用扇形布孔方式,每一組炮孔由3個孔組成。各炮孔的爆破參數見表1所示。

表1 傾向切斷孔技術參數

4 工程應用效果

按照上述切頂卸壓施工方案在9105膠帶順槽進行了工業性試驗,成功留巷200 m,留巷區頂板穩定性良好。為及時掌握9105膠帶順槽在沿空留巷期間的表面位移情況，以反映留巷期間巷道圍巖動態及礦壓規律性,在膠帶順槽內每隔20 m設置了一個表面位移觀測站,定期對巷道兩幫相對移近量、頂底板相對移近量進行觀測。經分析實際圍巖表面位移觀測數據,得出如下結論:

1)在超前工作面40～60 m范圍外,巷道頂底板和兩幫變形速度較為緩慢,頂底板和兩幫相對穩定。在超前工作面40～60 m范圍內,由于在工作面超前支承壓力作用下,頂底板巖層運動較為活躍,頂底板及兩幫相對位移量較大,在此期間巷道頂底板位移量基本處于50～200 mm。

2)在工作面后方冒落矸石壓實采空區期間,留巷區的頂底板及兩幫變形速度急劇增加,在滯后工作面40～60 m范圍內變形速度較大,在此期間巷道頂底板相對位移量基本處于40～100 mm。

3)在滯后工作面60 m以外,巷道圍巖變形速度衰減；在滯后100 m左右,巷道圍巖已基本穩定,此時采空區冒落矸石已密實填充采空區。

4)綜合礦壓監測數據,大部分測點在巷道穩定后,其頂底板相對累計移近量基本都在230～280 mm范圍內,約為工作面采高的10%左右。

待留巷區變形穩定后回撤單體柱,并對局部垮落片幫區域進行適當維修后,對靠近采空區側的矸石進行了堵漏風處理(前期進行了噴漿,后期試驗了新型噴涂材料),封閉了采空區與巷道的風流聯系,有效防止了采空區漏風。留巷區間隔回撤單體柱并噴漿后實際效果,如圖5所示。

圖5 現場沿空留巷效果

從圖5可看出,留巷區巷道變形量在可預測和可控制范圍內,穩定區巷道寬度基本可維持在4～4.3 m,巷道高度可維持在2.1～2.3 m,滿足后續鄰近工作面生產要求。

經最終核算,本次沿空留巷成功留巷200 m,共回收煤炭資源約11 704 t。除去噸煤成本,產生效益約316萬元。減去沿空留巷過程中材料、工資、安裝、回撤等其他附屬工程費用約216.5萬元,最終創收利潤約99.5萬元。

5 結論

沁新煤礦9105工作面成功試驗了切頂卸壓沿空留巷技術,為今后全礦推廣應用提供了寶貴經驗,并有效緩解了采掘銜接緊張,避免了留設煤柱導致的煤炭資源浪費,延長了礦井服務年限的同時可以取得顯著的效益。此次試驗最終表明切頂留巷期間,采用前述補強支護方案,巷道在滿足后期使用的前提下,圍巖變形可以得到有效控制,對其他礦井實施沿空留巷技術具有一定的借鑒意義。