薄煤層切頂卸壓沿空留巷開采技術研究與應用

王佳豪,趙麗娟,周俊謙,李 迎,李征祥,王宜康

(1.山西大同大學 煤炭工程學院, 山西 大同 037009;2.深圳大學 土木與交通學院, 廣東 深圳 518086)

在煤炭開采過程中多數回采工作面采用留設小煤柱的方式維護圍巖穩定,不僅浪費煤炭資源,而且易造成地表不均勻沉降和生態環境損傷。因此,何滿潮等[1-2]提出切頂卸壓無煤柱沿空留巷技術,建立切頂“短壁梁”模型,實現無煤柱自動成巷,煤炭資源回收率提升,經濟效益提高;陸士良等[3]認為所留巷道頂板變形量的大小由“裂隙帶巖層取得平衡前的強烈沉降”決定;湯建泉等[4]對所留巷道段中的圍巖形變規律進行了研究;胡超文等[5]根據頂板爆破受力的特性,對薄煤層及中厚煤層沿空留巷的關鍵參數展開了研究;張自政等[6-8]分析留巷充填區域直接頂在不同時期的承載規律,提出分區動態加固留巷圍巖;張農等[9-10]分析采場覆巖運動特征,闡明了采空側楔形區頂板的傳遞承載機制和留巷圍巖區域應力優化技術。以上研究成果豐富了切頂卸壓沿空留巷的理論與技術體系,為推廣切頂卸壓沿空留巷技術奠定了基礎。結合某薄煤層煤礦實際條件,運用理論分析和現場實驗的方法,對薄煤層切頂卸壓沿空留巷的合理性展開研究,確定爆破卸壓的關鍵參數,提出薄煤層沿空留巷的圍巖支護方案,并通過現場實踐的方法進行驗證。

1 工程概況

某煤礦2102工作面位于一水平一采區,工作面的煤層頂板標高+627～+664 m,工作面對應地表標高為+819～+902 m,設計沿煤層走向布置。北部距4#煤北翼回風下山100 m,南部為2202工作面膠帶順槽,西部距6#煤北翼集中軌道大巷90～100 m,東部為待開拓區。

該工作面走向長度為523 m,傾斜長度為180 m,面積94 140 m2. 煤層厚度在1.0～1.2 m,平均厚度1.2 m,煤層傾角2°～4°. 該巷道所掘進為2#煤層,頂板為砂巖或泥巖,頂板堅硬,巖石較完整,厚度4.3～4.6 m,不易冒落,底板為泥巖或砂質泥巖,厚度小于4 m,巖石完整。

實施巷道2102膠帶順槽斷面形狀為矩形,凈寬為4.0 m,凈高為2.1 m,凈斷面為8.4 m2,沿底掘進,支護方式為錨網索加鋼帶支護。2102工作面示意圖見圖1.

圖1 2102工作面示意

2 切頂卸壓沿空留巷理論分析

2.1 切頂卸壓沿空留巷技術原理

在計劃留巷的工作面回采前,對其采用爆破切頂技術,使巷道的頂板形成“短臂梁結構”,并采取補強支護措施,加強短壁梁整體的承載能力,以保證頂板穩定;在工作面進行回采之后,對于留巷采空區一側采區實施擋矸防護措施,使采空區沿切縫垮落的頂板沿擋矸防護形成巷幫,同時配合臨時支護措施對頂板進行支護[11],降低圍巖動壓對巷道的影響,最后,當留巷渡過動壓影響后,撤去臨時支護,完成沿空留巷。

2.2 切頂卸壓沿空留巷技術工藝

在采煤工作面實施切頂卸壓沿空留巷技術后,結合前人的研究成果,根據巷道所受到的動壓影響程度、巷道內工程進度和巷道觀測狀態,在工作面前、后方劃分3部分:超前切頂區域、滯后臨時支護區域和成巷穩定區域。其中比較關鍵的是超前切頂區,其主要實施的是超前預裂切縫和對于頂板的補強支護,上述兩項應超前于工作面100 m完成[12].切頂卸壓沿空留巷分區圖見圖2.

圖2 切頂卸壓沿空留巷分區

在滯后臨時支護區內,主要實施巷旁擋矸防護和滯后臨時支護,一方面是避免采空區的矸石竄入巷道,對巷道產生影響,另一方面對頂板進行支撐,降低巷道來自工作面周期來壓的影響。當周期來壓對于留巷工程產生的影響變低,且巷道圍巖不再有過大的變形后,拆除頂板支護,留巷方案實施完畢。

根據上述情況,設計出以“切、補、護、支”為關鍵的沿空留巷方案的工藝流程:“切”是指對頂板運用爆破的手段進行超前預裂切縫;“補”是指對頂板進行補強支護;“護”是指對巷旁進行一系列的擋矸防護措施;“支”是指對所研究工作面實施滯后臨時支護。

3 爆破切頂方案設計

3.1 切頂高度

目標切頂高度為基本頂上邊界,即下位關鍵層上邊界,根據頂板取芯結果確定目標切頂高度。在2102膠帶順槽通尺20 m、450 m分別向頂板取芯一個,取芯柱狀圖分別見圖3、4.

圖3 2102膠帶順槽通尺20 m頂板取芯柱狀

圖4 2102膠帶順槽通尺450 m頂板取芯柱狀

根據取芯結果,目標切頂高度為15.3 m,此時封孔長度超過5 m,由于封孔段仍有砂巖,不爆破不利于頂板垮落,因此采取“深孔+淺孔”爆破方式,深孔目標切頂高度H0=15.3 m,淺孔目標切頂高度H0=8.2 m.

3.2 超前預裂切縫試驗方案

2102膠帶順槽至少超前工作面100 m完成爆破切頂,預裂切縫范圍為切眼至停采線外15 m.

3.2.1 爆破鉆孔參數

首先需要確定的是開孔位置。為了降低爆破施工對頂板的影響,保證留巷斷面,開孔的位置應該盡量向回采幫靠近,并結合鉆機的現場實際情況確定開孔的位置[13]. 開孔位置距離巷道中心線不小于1900 mm. 其次是鉆孔傾角。在巷道斷面圖中,鉆孔傾角α為85°,即鉆孔向回采幫傾斜5°;在巷道剖面圖中,鉆孔傾角β為90°,即鉆孔按照豎直方向布置。鉆孔直徑55 mm,鉆孔間距根據爆破破裂區范圍確定。

1) 鉆孔間距。

a) 按應力波作用計算。

(1)

式中:Rp為破裂區半徑,m;b為側應力系數;p2為炮孔壁初始壓力峰值,Pa;σt為巖石抗拉強度,Pa,粉砂巖抗拉強度取5.33×106;α為應力波衰減指數,α=2-μ/(1-μ)=1.67;rb為炮孔半徑,m,取0.027 5.

其中:

(2)

式中:μ為巖石的泊松比,粉砂巖的泊松比為0.25. 將其代入計算得出,b=0.33.

(3)

式中:ρ0為炸藥密度,kg/m3,依據檢驗報告取1150;D為炸藥的爆速,m/s,取3000;dc為炸藥直徑,m,取0.035;db為鉆孔直徑,m,取0.055;lc為炸藥長度,m,為裝藥段長度的90%;lb為裝藥段長度,m;n為壓力增大倍數,一般取8～11,此處取8.

代入計算得出,p2=501 071 852.65 Pa.

將上述各計算結果代入,依據破裂區半徑計算公式,得出Rp=0.22.

b) 按爆生氣體準靜壓作用計算。

(4)

式中:Rp為破裂區半徑,m;p0為作用于炮孔壁的準靜態壓力,視裝藥條件分別計算,Pa;σt為巖石抗拉強度,Pa,粉砂巖抗拉強度取5.33×106;rb為炮孔半徑,m,取0.025.

其中:

(5)

式中:rc為炸藥半徑,m,取0.017 5;rb為鉆孔半徑,m,取0.027 5.

代入計算得,p0=85 917 670.21 Pa.

將上述各計算結果代入式(4),得出Rp=0.11 m.

c) 按應力波及爆生氣體共同作用計算。

按照應力波計算,破裂區半徑為0.22 m,按照爆生氣體計算,破裂區半徑為0.11 m. 按照應力波和爆生氣體共同作用計算,取兩項之和,Rp=0.33 m,也就是理論計算的破裂區半徑最大值為0.33 m,考慮聚能管聚能效果,現場炮孔間距取0.8 m.

2) 鉆孔深度。

計劃切頂高度H0為15.3 m、8.2 m. 鉆孔的深度H可通過下述臨界公式計算得出:

(6)

式中:H0為目標切頂高度,m,分別為15.3、8.2;α為鉆孔傾角,(°),取85;σ為煤層傾角,(°),取2;c為鉆孔超過目標切頂高度厚度,m,取0.1.

通過計算得出:爆破鉆孔深度H深=15.5 m,H淺=8.4 m.

爆破鉆孔布置示意圖見圖5.

圖5 爆破鉆孔布置示意圖

3.2.2 裝藥及封孔結構

1) 確定炸藥參數。使用二級煤礦許用乳化炸藥,直徑35 mm,長200 mm,重量200 g.

2) 確定裝藥量Q和藥卷數量N. 深孔孔深為15.5 m,封孔段長度為5.5 m,裝藥段長度為10 m;淺孔孔深為8.4 m,封孔段長度為2.8 m,裝藥段長度為5.6 m.

根據裝藥數量N=裝藥段長度L×4.5,代入計算得,深孔裝藥數量N深為45卷,淺孔裝藥數量N淺為25卷。

根據裝藥量Q=藥卷數量N×0.2,代入計算得,深孔裝藥量Q深為9 kg,淺孔裝藥量Q淺為5 kg.

3) 確定裝藥及封孔結構?？變确譃閮刹糠?裝藥部分和封孔部分。裝藥部分選用聚能管裝藥,深孔裝藥結構選擇“9+9+9+9+9”,淺孔裝藥結構選擇“7+9+9”;封孔部分選用黏土炮泥封孔;炸藥采用礦用電雷管引爆,同時爆破炮眼的雷管段別相同,孔內采用并聯鏈接,孔間采用串聯連接,每部分的炸藥為1發雷管,深孔每孔5發,淺孔每孔3發,每次爆破10個炮孔。

爆破鉆孔參數見表1.

表1 爆破鉆孔參數

3.2.3 施工工藝及要求

1) 施工工藝。在設計好的頂板位置實施鉆孔,先對孔內進行清洗,將孔中雜物清洗干凈,檢查孔口附近瓦斯含量;將雷管裝入聚能管中并將其連接,把炸藥裝入聚能管中,并將聚能管相互連接;把裝好的聚能管送入炮孔,在炮孔處用黃土或黏土炮泥封孔,然后相鄰炮孔連線,保證連接穩定;檢查孔口附近瓦斯含量,無誤后起爆;檢查孔口附近瓦斯含量,并將現場清理干凈,最后進入下一循環。

2) 施工要求。爆破鉆孔開口呈直線布置,前后及兩側偏差不超過30 mm;爆破鉆孔方位角和傾角偏差不超過±2°;爆破鉆孔深度不低于設計深度,不超過設計深度0.1 m;每孔裝藥量誤差±100 g;相鄰炮孔聚能槽必須相互對準。

深、淺孔裝藥及封孔結構示意圖分別見圖6、7.

圖6 深孔裝藥及封孔結構示意

圖7 淺孔裝藥及封孔結構示意

4 圍巖控制方案設計

4.1 頂板補強支護

實施沿空留巷的巷道相比常規巷道經歷的動壓次數多、影響大,所以必須對此巷道進行補強支護,也就是上述所說的“補”。

考慮當前膠帶順槽部分區域頂板支護已出現生銹,在原有支護基礎上選用“高強預應力錨索+錨桿(壓網)+鋼筋網”對頂板進行補強支護。

4.2 巷旁擋矸防護

工作面后方所留巷道的巷幫擋矸措施選用“雙層金屬網+風筒布+可伸縮U型鋼+鋼筋拉桿”的方式。巷旁擋矸防護平面圖見圖8.

圖8 巷旁擋矸防護平面

4.3 滯后臨時支護

工作面后方200 m范圍內,選用“π型梁或1 m鉸接梁+單體液壓支柱” 組成單體柱棚的滯后臨時支護。滯后臨時支護的頂梁選用4 m的π型梁或者1 m的鉸接梁,按照巷道中線的方向進行布置,4 m的π型梁下至少保證4根單體液壓支柱,共布置4排。

5 現場應用效果分析

5.1 切頂效果分析

爆破切縫效果受多種因素影響,對爆破前后鉆孔窺視結果進行對比分析。

鉆孔爆破后,在兩個爆破鉆孔連線中間補打窺視鉆孔,補打鉆孔和爆破鉆孔參數一致。若窺視結果顯示爆破鉆孔內沿切頂線方向裂縫發育長度超過鉆孔深度50%、相鄰炮孔連線有明顯裂縫,說明成縫效果較好,達到爆破要求;若爆破后鉆孔內的巖石裂隙發育不明顯,則需優化爆破切縫參數。

爆破效果窺視圖見圖9. 通過窺視結果可以看出,在采用設計方案預裂爆破后,切頂孔內可以明顯觀察到聚能爆破后產生的縱向裂紋,越往深部裂縫縫隙越大,且在出現塌落的巖塊,說明切頂爆破成縫效果良好。

圖9 爆破效果窺視

5.2 現場成巷效果

隨著工作面回采工作的進行,上覆巖層沿著預裂切縫線形成具有一定承載能力的巷幫,減少了采空區壓力。留巷頂板在兩次采動過程中變形較小,切縫側巷旁無明顯幫鼓,實體煤幫無明顯片幫現象。

6 結 論

1) 通過現場調研、現場試驗、工程類比等多種研究方法,理論計算確定切頂鉆孔合理深度,爆破鉆孔深孔深度為15.5 m,淺孔深度為8.4 m,傾角為85°,鉆孔布置間距為800 mm.根據現場試驗,確定切縫鉆孔最佳裝藥結構:深孔裝藥結構“9+9+9+9+9”,淺孔裝藥結構“7+9+9”.

2) 對D型聚能管定向斷裂爆破切頂技術進行現場試驗,從現場窺視結果來看,切頂爆破成縫效果良好。D型聚能管定向斷裂爆破技術能夠達到預期切頂效果。

3) 在某煤礦原有的支護基礎上增加了“高強預應力錨索+錨桿(壓網)+鋼筋網”補強支護頂板,有效減小了留巷變形,確保了留巷穩定。

4) 某煤礦薄煤層工作面采用切頂卸壓沿空留巷開采技術卸壓效果明顯,預裂深孔爆破成縫效果良好,圍巖變形較小,成巷穩定,為實現該礦安全、高效、智能開采奠定了基礎。