申斌學, 周宏范, 朱磊, 吳玉意, 秋豐岐, 王國普, 郭林, 黃劍斌
(1.中煤能源研究院有限責任公司,陜西 西安 710054;2.中煤西安設計工程有限責任公司,陜西 西安 710054;3.中煤新集能源股份有限公司,安徽 淮南 232001)
留煤柱護巷作為一種常見的工作面回采巷道護巷方式在井工開采中得到了廣泛應用,為煤炭開采快速發展做出了重要貢獻。隨著礦井開采深度不斷增加,護巷煤柱留設寬度加大,造成煤炭資源嚴重浪費;同時伴隨著工作面不斷回采,護巷煤柱上方會出現應力集中現象,導致巷道嚴重變形、難以維護,影響正常生產[1-3]。沿空留巷作為一種有效的護巷方式,不僅取消了工作面之間留設的區段煤柱,大大提高了煤炭資源采出率,還具有降低巷道圍巖應力、減少巷道掘進量、緩解采掘緊張關系及防止瓦斯超限等優勢[4-8]。目前,國內學者已在沿空留巷技術方面取得較多成果。何滿潮等[9]基于短臂梁理論與無煤柱自成巷技術,通過對中厚煤層復合頂板條件下的工作面回采巷道進行切頂卸壓,有效降低了留巷側一定范圍內液壓支架工作阻力及實體煤幫垂直應力。楊曉杰等[10]針對煤礦大埋深破碎頂板條件下沿空留巷難題,提出了采用定向預裂爆破技術輔之以恒阻大變形錨索對留巷段進行加強支護,保證了沿空留巷的穩定性。鄭忠友等[11]以“砌體梁”結構理論為基礎,通過采用采割一體機成巷技術實現無掘巷、切頂卸壓留巷技術實現無煤柱。何東升等[12]對中厚煤層采用柔?;炷裂乜樟粝锛夹g,通過改善沿空留巷施工工藝,提高了圍巖控制效果。上述研究成果極大地促進了沿空留巷技術的快速發展,但我國開采和地質條件受地區影響千差萬別,尤其兩淮地區的開采條件較其他地區更復雜,該地區進行沿空留巷時,受礦井埋深大和頂板條件復雜的影響,導致沿空留巷頂板變形強烈,且煤幫易擠出和底鼓嚴重,嚴重阻礙了沿空留巷技術在兩淮地區的推廣及應用。本文以中煤新集能源股份有限公司新集一礦為工程背景,針對深井復合頂板條件開展了切頂卸壓柔模墻支護沿空留巷技術研究,以期為兩淮地區類似條件的礦井提供參考。
新集一礦360804綜采工作面是3608采區的首個回采工作面,工作面沿走向和傾向方向的長度分別為1 530 m和180 m,煤層厚度為2.0~4.6 m,平均厚度為2.94 m,煤層傾角為3~26°,平均傾角為11°。工作面外段軌道運輸巷采用沿空留巷技術,巷道布置如圖1所示。

圖1 巷道布置
開采的8號煤層結構單一,以亮煤為主,其埋藏深度為670~785 m,屬于深井開采。8號煤層頂板屬于復合型頂板,頂板巖層為砂泥巖互層,巖層穩固性一般,在構造發育地段易垮落,厚度為9.4~20.5 m,平均厚度為14.0 m;底板為砂質泥巖,厚度為6.62~9.2 m,平均厚度為7.91 m。
深井復合頂板切頂卸壓柔模墻支護沿空留巷技術原理如圖2所示。在超前工作面靠近回采側沿空留巷頂板肩角處施工1組爆破孔,在工作面回采前采用定向爆破技術對巷道頂板進行預裂爆破切頂卸壓,減少作用在巷道頂板懸臂梁上的應力,同時降低懸臂梁回轉的變形壓力,從而在一定程度上減少作用在巷旁和巷內支護體上的應力,從根本上改善巷道圍巖力學環境。隨著工作面不斷回采,每滯后工作面煤壁一定距離,緊跟支架后方巷旁充填區域掛設柔模模板,將石子、沙子、水泥及添加劑按一定比例制成混凝土漿液泵送至柔模模板中,待其凝固后將形成具有一定強度的柔模墻。該柔模墻作為沿空留巷新的巷幫,不但可對頂板起到強力支撐作用,減少頂板下沉,還可防止采空區瓦斯涌入巷道,保證工作面生產安全。

圖2 深井復合頂板切頂卸壓柔模墻支護沿空留巷技術原理
360804綜采工作面軌道運輸巷沿空留巷將受2次采動影響??紤]到巷道壓力與變形均較大,同時還需兼顧巷道運輸與通風要求,因此將沿空留巷的掘進斷面設計為梯形斷面(凈面積為20.8 m2),采用“錨桿+錨索+鋼帶+鋼筋網”聯合支護方式對沿空留巷進行支護,如圖3所示。

(a)巷道斷面支護
頂板錨桿采用φ22 mm×2 500 mm的螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×800 mm,設計錨固力不小于100 kN,并與φ10 mm鋼筋焊制成的H型鋼帶配合支護;錨索采用φ21.8 mm×7 200 mm的強力鋼絞線錨索,間排距為1 200×1 600 mm,設計錨固力不小于140 kN,1排5根錨索,并采用W型鋼帶配合支護。非回采幫錨桿規格、間排距及錨固力與頂板錨桿相同,配合H型鋼帶;同時在非回采幫中部打設1根φ21.8 mm×4 200 mm的鋼絞線錨索,排距為1 600 mm,錨固力同頂板錨索一致?;夭蓭湾^桿規格與錨固力同頂板和非回采幫錨桿均相同,間排距為700 mm×800 mm,配合H型鋼帶,但不打錨索。頂板、非回采幫與回采幫均使用φ6 mm圓鋼制作的長度為1 200 mm、寬度為2 000 mm的金屬網,網格大小為100 mm×100 mm。
為能夠安全有效地對巷旁待充填區域的柔模墻進行施工,防止頂板冒落,需采用10號鐵絲編織的雙層菱形網對巷旁待充填區域的支架前方提前進行鋪網,以控制和加強其上方頂板,菱形網通過施工架間錨索(規格φ21.8 mm×7 200 mm)固定,錨索間距為1 600 mm。
巷旁待充填區域采用“木點柱+金屬網+擋矸板”聯合擋矸方法。擋矸板由2塊高度為1.6 m、長度為4.8 m、厚度為50 mm的鋼板拼接而成,其連接在刮板輸送機機尾側支架上,并隨著工作面推進不斷前移;金屬網預先鋪設在支架上方,隨支架的移動自動下落,并與擋矸板緊貼;擋矸板每被支架拉移1個步距,需緊貼擋矸板靠巷道一側施工1根木點柱,木點柱間距為800 mm。
采用柔模墻對巷旁進行支護,360804工作面軌道運輸巷寬度為5 200 mm,沿空留巷寬度為4 000 mm,柔模墻寬度為1 000 mm、高度為4 400 mm,每個柔模模板長度為3 000 mm,材料為C30混凝土。為提高柔模墻整體強度,防止墻體橫向變形嚴重,在柔模模板上預留錨桿孔,在澆筑混凝土之前應先將錨桿預先穿入孔中,然后在錨桿兩端分別裝上托板及螺母。橫向錨桿孔的間排距為750 mm×750 mm、直徑為22 mm,在高度方向配合H型鋼梁進行聯合支護,這樣沿每個柔模模板共需20根錨桿和4根H型鋼梁來控制柔模模板的橫向變形,另外,距柔模模板頂部500 mm的部位設置1個直徑為250 mm的泵漿口。
為保證巷道完整性及穩定性,沿空留巷應至少在超前工作面50 m和滯后工作面100 m的范圍內進行臨時支護,采用“單元支架+單體液壓支柱+鉸接頂梁”的支護方式進行加強支護。在超前工作面巷道內(圖4),單元支架靠非回采幫布置,間距為2 500 mm,回采過程中其由超前支護自動變為滯后支護;單體液壓支柱和鉸接頂梁布置在回采幫側,距回采幫煤壁1 000 mm,間距為1 000 mm,隨著工作面回采逐漸將其移至工作面后方進行滯后支護。在滯后工作面巷道內,單元支架支護方式與超前工作面一致;單體液壓支柱和鉸接頂梁布置在距柔模墻600 mm位置處,間距為1 000 mm。

圖4 沿空留巷超前臨時支護
單元支架作為工作面超前及滯后支護,支護強度高,護頂效果好,同時采用單軌吊由后往前搬運單元支架循環支撐頂板,頂板只需支撐1次,避免了傳統的反復支撐擾動頂板問題。
頂板預裂切頂高度一般通過下式確定:
H=(M-ΔH1-ΔH2)/(K-1)
(1)
式中:H為頂板預裂切頂高度,m;M為煤層采高,m;ΔH1為頂板下沉量,m;ΔH2為底鼓量,m;K為碎脹系數,1.3~1.5,本文取1.35。
在不考慮底鼓及頂板下沉的情況下,取煤層采高為2.94 m,計算得理論卸壓爆破高度為8.4 m,實際按照8.5 m施工。為便于施工與頂板垮落,設計卸壓孔距巷道回采幫200 mm,與鉛垂線夾角為10°(偏向采空區側),卸壓孔間距為500 mm。
頂板預裂爆破采用雙向聚能爆破技術對頂板進行預裂切縫。該技術將聚能管與炸藥組合,根據確定好的切頂關鍵參數調整聚能方向,使其與頂板預裂方向保持一致,引爆之后產生的大部分能量將沿著聚能方向產生聚能效應,并對在聚能方向上的頂板巖層產生張應力,從而使預裂炮孔沿聚能方向貫穿,形成預裂切縫面。雙向聚能裝置為特制的定向聚能爆破管,管外徑為37 mm、內徑為32 mm、長度為1 200 mm。爆破使用礦用三級水膠炸藥,藥卷規格為φ27 mm×400 mm,每卷0.33 kg。
在正式聚能爆破前,應先進行單孔試驗,以確定裝藥結構、裝藥量及封孔長度。經過現場原位單孔試驗,最終確定每個爆破孔使用9卷炸藥,裝藥及封孔結構如圖5所示。爆破采用導爆索和雙電雷管起爆,起爆方式為正向起爆,每個爆破孔間距為1 000 mm。
采用雙向聚能爆破技術在超前工作面對沿空留巷頂板進行預裂爆破后,采用鉆孔窺視儀對孔內裂縫擴展情況進行觀測,結果如圖6所示。

(a)4.275 m爆破效果
從圖6可看出,孔內不同高度均可觀測到較明顯的2條裂縫,表明爆破切頂效果良好。
現場采用切頂卸壓柔模墻支護沿空留巷技術后的成巷效果如圖7所示,可看出頂板支護較為完好,未出現冒頂現象,沿空留巷效果良好。為進一步評價沿空留巷效果,現場對沿空留巷頂板離層量及圍巖變形情況進行監測。頂板離層監測點布置在超前工作面20 m的位置,其中淺部基點深度為5 m,深部基點深度為10 m,以便記錄巷道頂板不同深度處離層發育的全過程;圍巖變形監測點布置在沿空留巷起始位置處,采用十字交叉法對工作面推過一定距離后沿空留巷圍巖變形情況進行監測。

圖7 沿空留巷效果
5.2.1 巷道頂板離層量
巷道頂板離層量曲線如圖8所示??煽闯觯孩?淺部基點位置處離層量自超前工作面11 m開始趨于穩定,并一直保持在7 mm。② 深部基點位置處離層量在超前工作面14 m至滯后工作面15 m范圍內經歷了快速變化階段,離層量累計增加了15 mm;在滯后工作面15~40 m范圍內,離層量增速減緩,離層量累計增加了4 mm;滯后工作面40 m后離層量開始趨于穩定,且達到最大值19 mm。

圖8 巷道頂板離層量曲線
5.2.2 巷道圍巖變形量
巷道圍巖變形量曲線如圖9所示??煽闯觯孩?巷道頂板最大下沉量為53 mm,占巷道頂底板最大移近量的12%,而巷道最大底鼓量為380 mm,占巷道頂底板最大移近量的88%,因此整個巷道頂底板變形主要是由底鼓引起。② 柔模墻最大移近量為106 mm,占巷道兩幫最大移近量的22%,而巷道煤幫最大移近量為381 mm,占巷道兩幫最大移近量的78%,因此整個巷道兩幫變形主要是由煤幫變形引起。③ 在滯后工作面0~85 m范圍內,巷道圍巖整體變形量快速增長;滯后工作面超過85 m后,巷道圍巖變形開始趨于穩定,此時頂底板移近量和兩幫移近量分別為430,487 mm,整體變形量較小,在下一個工作面回采時滿足復用要求。

(a)巷道頂底板移近量
(1)根據新集一礦360804綜采工作面實際地質開采條件,確定了預裂爆破切頂卸壓+柔模墻支護的沿空留巷技術方案,可有效降低沿空留巷頂板應力,實現對沿空留巷頂板的強力支護。
(2)采用雙向聚能爆破技術在超前工作面對沿空留巷頂板進行預裂爆破后,位于爆破孔不同高度處均出現了2條較明顯的裂縫,表明爆破切頂效果良好。
(3)現場對沿空留巷后頂板離層量及圍巖變形情況進行監測,結果表明:巷道頂板淺部最大離層量為7 mm,深部最大離層量為19 mm,巷道頂板淺部和深部離層量均不大,巷道頂板支護較為完好;圍巖變形量在滯后工作面85 m以后開始趨于穩定,穩定后的頂底板移近量為430 mm,兩幫移近量為487 mm,巷道圍巖變形在允許范圍內,留巷效果良好。