陳 博
(黃陵礦業有限公司一號煤礦,陜西 延安727307)
隨著國內煤礦機械化、自動化、智能化水平的提高,掘進與采面速度越來越不匹配,出現生產接續緊張、安全管理難度大等問題,因此,推廣應用科學高效的開采技術是煤礦未來的發展趨勢。其中沿空留巷無煤柱開采技術與傳統的“121”開采模式相比較能夠減少巷道的掘進作業,提高礦井生產效率、降低萬噸掘進率、提高資源回收率、延長礦井服務年限,徹底解決因煤柱留設帶來的資源浪費、生產接續緊張、災害治理時間不足等重大難題,實現礦井安全高效生產,因此,實施沿空留巷無煤柱開采對實現礦井高質量發展意義重大。本文以黃陵礦業公司一號煤礦1006工作面沿空留巷工業試驗進行研究,從留機理、巷道支護、爆破預裂、尾巷擋矸留巷等關鍵技術入手,同時結合試驗過程中巷道的礦壓顯現情況進行分期,確定了適合于一號煤礦的沿空留巷技術。
黃陵礦業一號煤礦1006工作面可采長度1 981 m,切眼長度235 m。煤層厚度2.0~2.4 m,平均厚度約2.2 m,煤層傾角為1°~3°。工作面沒有偽頂,其直接頂主要為粉砂巖;中夾薄層砂質泥巖,其成分以石英為主,鈣質膠結;中夾薄層砂質泥巖,其中含黃鐵礦結核與植物化石碎片,并夾雜有薄層粉砂巖,水平層理相對較發育,厚度為5.9~10 m,平均厚度為8.2 m;老頂為細砂巖、粉砂巖和泥巖的互層,平均厚度2.0 m;直接底為灰綠色泥巖,塊狀,含鉛土質,平均厚度為1.1 m,遇水膨脹,易底鼓。
黃陵一號煤礦1006綜采工作面采用的沿空留巷技術,是基于何滿朝院士“切頂短壁梁理論”中闡述的切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術所創建的[1]。該技術原理主要是通過強化支護預留巷道頂板,并爆破采空區頂板,讓采空區上覆巖層與巷道頂板上覆巖層間形成切縫結構面,相互不能傳遞應力,讓預留巷道頂板實際受力結構狀態從長臂梁變為短臂梁,在基于短臂梁具有支承壓力相對較小的特點,進而更好的控制巷道頂板,在此過程中,采空區切縫高度范圍內巖層,在來壓作用的影響下,會沿切縫面慢慢垮落,便可產生巷幫,受主動切頂一方面會使基本頂的擾動力變弱,另一方面有助于減弱巷道周期來壓頻次的影響,可更安全的達到沿空留巷無煤柱自動成巷的目的。切頂卸壓機理示意圖見圖1。

圖1 切頂卸壓機理示意圖
在沿空留巷前必須對頂板施工大變形錨索對留巷順槽頂板補強支護。1006綜采工作面留巷段補強支護形式如下:頂部支護采用錨索梁+錨桿+塑鋼網聯合支護的形式,可選用T140型鋼帶來制作錨索梁,所用的正常支護錨索梁長度控制在4 800 mm,采用一梁四索式結構,排距控制在800 mm,可選用φ17.8 mm×8 300 mm與φ17.8 mm×10 300 mm的鋼絞線進行交替支護,各孔所消耗的樹脂為MS K2370樹脂3節,讓壓錨索支護2列:第一列與巷道主幫相距1 000 mm,選用T180型鋼帶制作錨索梁,錨索梁長3 600 m,采用一梁三索式結構,排間距控制在800 mm,選用φ21.8 mm×10 300 mm規格的鋼絞線,每孔消耗MS K2370樹脂3節,并合理配套應用大變形鎖具;第二列與巷道主幫相距2 600 mm,選用16號型槽鋼制作錨索梁,梁長400 m,采用一梁一索式結構,排間距控制在1 600 mm,選用φ21.8 mm×10 300mm型鋼絞線,每孔消耗MS K2370樹脂3節,配套使用大變形鎖具。1006綜采工作面沿空留巷補強支護示意圖見圖2。

圖2 1006綜采工作面沿空留巷補強支護示意圖
2.2.1 切頂預裂鉆孔高度設計
可采用雙向聚能爆破預裂技術預裂爆破頂板,讓其產生切縫,該爆破技術主要是通過在炮孔中裝設雙向聚能裝置來裝藥,讓聚能方向朝著需斷裂的方向作用;炸藥發生起爆后,所產生的沖擊波與應力波會沿著事先布設的方向進行集中釋放,最終會在炮孔壁上產生與聚能孔方向相同的徑向初始裂縫;起爆后產生的爆生氣體會迅速向徑向初始裂縫涌入,這樣集中的拉應力會沿設定方向,最終使巖體發生斷裂,讓頂板實現預裂切縫。
本次沿空留巷工業試驗,頂板預裂切縫孔采用錨桿鉆機施工,頂板預裂切縫孔深度(Hf)臨界設計計算式: Hf=(Hm-ΔH1-ΔH2)/(K-1)
式中:Hm為表工作面實際采高,單位m,可取2.2 m;ΔH1為頂板下沉量,單位m,可取0.1 m;ΔH2為底鼓量,單位m,可取0.1 m;K為碎脹系數,通常在1.3~1.5之間;可取1.3。
通過計算,可得:Hf=6.7 m,設計取7 m。
2.2.2 切頂預裂裝藥設計
為保證爆破預裂切縫參數科學合理、切縫效果最佳,在正式試驗留巷前須提前進行切頂留巷試驗,在試驗過程中對切縫孔參數、裝藥量、爆破參數等進行修正。在1006運順試驗留巷前60 m范圍內進行單孔、間隔、連孔爆破試驗,詳見圖3、圖4。爆破后通過C XK12-A礦用本安型鉆孔成像儀觀測切縫情況,試驗的3種類型如下:

圖3 炮孔參數試驗設計方案

圖4 切縫爆破裝藥結構示意圖
1)裝藥量7卷,裝藥結構(3+2+2),采用單孔、間隔或連孔爆破,試驗長度5 m。
2)裝藥量8卷,裝藥結構(3+3+2),采用單孔、間隔或連孔爆破,試驗長度5 m。
3)裝藥量9卷,裝藥結構(3+3+2+1),采用單孔、間隔或連孔爆破,試驗長度5 m。
通過在1006工作面進行3類不同的爆破試驗,根據爆破預裂效果最終確定裝藥結構為3+3+2、鉆孔間距400 mm的爆破參數。
2.2.3 預裂巷道尾巷擋矸設計
1006工作面預留巷道尾巷切縫側支護采用“U型鋼+金屬網+噴砼”的方式進行擋矸支護,掛設φ6 mm金屬網,網片搭接寬度200 mm,采用U29型鋼,間距300 mm,距巷道原主幫400 mm支護,噴C20砼,厚度150 mm,一次噴厚100 mm,隨留隨噴,二次噴厚50 mm,滯后一次噴砼100 m,封閉采空區應力分布過程中產生的一次噴砼裂隙。
工作面從2020年4月1日起進行正式留巷,從2020年4月2日開始進行安裝并調試礦壓監測系統。在此過程中,選取了1006工作面2020年4月2日—4月12日間最有代表性的3號與12號壓力分站,各自所顯示的液壓支架工作阻力曲線的分析得出:1006工作面來壓步距約為24.5 m,來壓時工作面中部應力峰值最大,約43.5 MPa。3、12號壓力分站液壓支架工作阻力對比分析圖見圖5、圖6。

圖5 3號壓力分站右柱支架壓力曲線

圖6 12號壓力分站右柱支架壓力曲線
3.2.1 巷道頂板下沉變形情況
在生產中,可借助巷道頂板下沉變形監測數據對巷道頂板巖層的運動情況進行判定,進而判斷巷道進入穩定狀態與否,提供較為準確的基礎數據,為留巷段臨時支護的回撤作業作參考。為進一步了解1006工作面留巷巷道的礦壓顯現規律,可通過分析巷道頂板下沉、底鼓變形情況,它們各自與回采工作面距離的關系來確定,具體可在與工作面留巷相距300 m的范圍內,每隔30 m布設1個巷道變形監測站,共布置10個,分別在留巷的10、40、70、100、130、160、190、220、250、280 m處切縫側,與U型鋼支護處相距約400 mm,測站編號分別為Q FC1、Q FC2、Q FC3、Q FC4、Q FC5、Q FC6、Q FC7、Q FC8、Q FC9、Q FC10。與此同時,在工作面留巷300 m的范圍內,每隔20 m布設1個人工監測點,分別在留巷的0、20、40、60、80、100、120、140、160、180、200、220、240、260、280 m處。頂板下沉變形規律分析:在工作面實際推進作業中,圖7、8分別為測站Q FC1、Q FC7兩處的巷道頂板下沉變形監測曲線。

圖7 測站Q FC1巷道頂板下沉變形曲線
通過圖7、圖8可知,1006工作面運輸巷在留巷90~133 m之間的巷道頂板下沉曲線相對較陡峭,說明該段頂板不僅下沉速度相對較快,而且下沉量也相對較大;在工作面推過130 m時,再觀察巷道頂板下沉情況,發現頂板下沉量約為300 mm,為該處總下沉量的93%;而此后頂板的下沉速度出現明顯減緩的趨勢;在工作面推過150 m后,巷道頂板的下沉變形此時已基本完成,下沉量約320 mm,巷道頂板基本處于穩定狀態,不會再發生大的下沉。

圖8 測站Q FC3巷道頂板下沉變形曲線
3.2.2 巷道底鼓變形規律分析
在工作面推進過程中,測站Q FC1和Q FC7處巷道底鼓監測曲線分別如圖9、圖10所示。
通過圖9與圖10可知,1006工作面運輸巷留巷在60~130 m距離內巷道頂板下沉變形曲線相對較陡,說明該時段底鼓量加快;當工作面推過130 m距離后,該處巷道底鼓量大約為350 mm,該道底鼓量約占該處總底鼓量的90%左右;在此之后巷道底鼓速度顯著減緩;在工作面推過約150 m的距離后底鼓變形已基本完成,下沉量約390 mm,表明此時該處巷道已基本處于穩定狀態,巷道也相對較穩定。

圖9 測站Q FC1巷道底鼓變化曲線

圖10 測站Q FC1巷道底鼓變化變形曲線
通過在1006工作面沿空留巷現場監測及施工評價等多種手段,利用切頂卸壓自動成巷頂板巖層結構力學特征,基于雙向聚能張拉成型爆破技術原理及其特點,確定了工作面沿空留巷雙向聚能爆破切頂關鍵參數;基于大變形錨索支護技術原理及其力學特性,確定了工作面沿空留巷大變形錨索支護參數;基于沿空留巷切縫側巷幫受力與變形特征,確定了一號煤礦1006工作面沿空留巷切縫側巷幫支護結構及支護形式;通過對工作面沿空留巷工作面礦壓顯現規律的分析,得出了工作面初次來壓與周期來壓特征。該技術的理論與現場實踐研究為礦井沿空留巷無煤柱開采技術的推廣應用奠定了基礎。