浅谈中厚煤层沿空留巷切顶卸压技术研究

浅谈中厚煤层沿空留巷切顶卸压技术研究

杨俊山

山西焦煤霍州煤电集团公司  店坪煤矿  山西  吕梁  033100

【摘要】随着煤矿开采技术和能力的提高，矿井资源面临枯竭，无煤柱开采技术的应用提高了煤炭资源的回收率，减少了资源浪费。以店坪煤矿9-209工作面无煤柱沿空留巷为研究背景，解决了煤矿采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等问题，掌握了沿空留巷围岩稳定性控制、采空区侧切顶卸压、挡矸支护等关键技术，改善了接替工作面留巷作业环境、减轻了工人劳动强度、降低了安全事故发生率，实现矿井的可持续发展。

【关键字】中厚煤层；沿空留巷；顶板控制；预裂爆破；技术研究

Research on the technique of roof cutting and pressure relief along gob roadway in medium thick coal seam

Yangjunshan

Shanxi coking coal Huozhou coal company Dianping coal mine Shanxi Luliang 033100

Abstract: With the improvement of coal mining technology and capacity, mine resources are facing exhaustion. The application of pillar - free mining technology improves the recovery rate of coal resources and reduces the waste of resources. Based on the research background of the goaf retention lane without coal pillar in the 9-209 working face of Dianping Coal Mine, has solved the coal mining to replace tension, problems such as difficult control of surrounding rock of roadway, mastered the stability of surrounding rock for the control, gob side cut top support key technologies, such as pressure relief, block the gangue, the improved to replace coal face for the working environment, reduce the labor intensity of workers, reduce the safety accidents and realize the sustainable development of mine.

Key words: Medium thick coal seam; Leave the lane along the goaf; Roof control; Pre-split blasting; Technology research

0引言

长期以来，煤炭是我国社会发展的重要基础能源，对于单一煤矿来说，煤矿资源逐渐紧缺，无煤柱沿空留巷开采，提高了矿井资源回收率，具有很重要的经济意义，目前我国部分煤矿采取了沿空留巷开采，与此相比，煤矿地质条件、顶板岩层特性、煤层厚度的不同，巷道的围岩控制技术也不同。因此，本文结合店坪煤矿9-209工作面无煤柱沿空留巷工程实例，采用理论分析、预裂爆孔窥视、FLAC^3D计算分析和工程实践等方法，提出了中厚煤层沿空留巷切顶卸压、支护阻力控制技术，阻止了采空区上覆岩层的应力传递,降低了回采应力对留巷段顶板破坏作用，有效的保证了留巷围岩的稳定性，取得了显著应用成效。

1工程概况

店坪煤矿9-209工作面位于830水平南翼，东与830南翼系统大巷相通，西为井田边界，南与9-207工作面相邻，北面与9-211工作面采空区相邻。工作面上部主要可采煤层为5#煤层，5#煤层距9#煤层55-64m，煤层平均厚度为3m，埋深265m~424m，顺槽长度为1220m，工作面煤体结构较稳定，整体呈一宽缓向斜构造。工作面地表沟壑纵横，无河流水库等水体，但雨季沟内可能有部分积水渗入地下。9-209工作面平面图见图1，煤层条件见表1。

 

图1  9-209工作面平面图

表1  煤层条件

 

 

2 9-209工作面原支护方案设计

2.1  顶板支护

2.1.1  支护方式

工作面巷道均为矩形断面，巷净宽4.8m，巷净高2.9m.顶部锚杆采用“六、六”支护，间排距900mm×1000mm，中间两根锚杆间距为1.1m，顶锚杆采用20#左旋螺纹高强钢筋，长度为2000m，钢材屈服强度为332MPa，垫片采用dl30mm×8mm蝶形垫片，配高强度螺母。锚杆预紧扭矩不低于280N·m。

2.1.2  锚索形式和规格

巷道顶板支护锚索选用d19mm低松弛高强度预应力钢绞线，锚索长度达6.2m，采用1条CK2340和2条Z2360树脂锚固剂加长锚固，锚固有效长度为2m。锚索支护采用“二、二”支护，间排距2m，距离帮部1.5m，排距3m，锚索支设于两排锚杆间的顶板中部。锚索板采用0.3mm×0.3mm×12mm方形高强锚索托板，锚索张拉预紧力200~260kN，见图3.

2.2  掘进巷帮支护

巷道帮锚杆采用“三、三”支护，间排距为1000mm×1000mm，最上一根帮锚杆距顶0.3m.左帮锚杆采用d20mm×2000mm左旋螺纹高强锚杆，钢材屈服强度为332MPa，配高强度螺母。垫片采用d130mm×8mm蝶形垫片，每根锚杆采用一条CK2360型树脂锚固剂，右帮锚杆选用dl6mm×1500mm的普通圆型钢支护锚杆，选用钢材的屈服强度是290MPa.垫片采用d100mm×6mm蝶形垫片，每根锚杆采用一条CK2340型树脂锚固剂。

2.3  数值模拟分析

应用FLAC^3D计算软件模拟方法，依据煤岩层实际情况，设计数值模型为50m×50m×50m，巷宽4.8m、巷高3.0m，模型底部固定约束，四周法向位移固定，垂直、水平应力分别施加16MPa、22MPa，对工作面围岩支护中选用的锚杆和锚索的作用进行模拟计算，验证设计支护方案合理。

3 9-209工作面留巷方案设计

为减小9-209工作面采用切顶卸压无煤柱开采技术后的矿压影响，保证留巷效果，防止切顶过程中和采空区顶板垮落造成留巷段顶板失稳或冒顶，采用“补强支护+切顶预裂爆破”的方式进行留巷设计，再配合门式支架临时支护与挡矸支护，最大限度地发挥顶板短悬臂梁承载作用，设计如下：

3.1  补强支护

3.1.1  顶板支护

采用补强锚索对巷道进行超前支护。补强锚索直径为21.8mm的钢绞线，长度14.2m，预紧力不小于280KN，靠近切顶线的补强锚索排距为1000mm，每排1根，补强锚索距切顶线为300mm，切顶线施工在行人侧巷道肩角处，相邻补强锚索用W型钢带连接；第二列普通锚索距留巷帮1000mm，排距1000mm，与第一列补强锚索并排施工，第三列补强锚索在巷道正中间布置，排距为2000mm；根据9-2092巷顶板岩性变化及煤层厚度的分布情况，及时变更补强锚索长度，确保补强锚索锚固端锚固在稳定岩层内不小于2.0m，见图2.

3.1.2  巷帮支护

采用两排直径为18.9mm的锚索进支护，每根帮锚索使用CKb2340型锚固剂1条、Z2360型锚固剂2条进行锚固。第一排帮锚索距顶板1200mm，向上与巷帮成45°角，间距2000mm，锚索长度4.2m，锚索间全部采用2400 mm×300mm×2眼的W钢带进行联合支护；第二排帮锚索距第一排帮锚索1000mm，与第一排帮锚索插花布置，间距2000mm，锚索长度为6200mm。

 

图2 补强支护布置图

3.2  切顶预裂爆破

在巷道回采煤壁侧轮廓线顶板肩角处布置切顶眼，采用双向聚能预裂爆破技术，使顶板沿顺槽方向拉裂成型。切眼设计垂直深度为岩体破碎高度，根据采空区顶板岩石碎胀理论进行计算。

K_i=（V_i+_△V_i）/V_i=（H_i+_△H_i）/H_i

其中：K_i：岩石碎胀系数

      H_i+_△H_i ：采掘或崩落下来的破碎岩体总高度

H_i ：破碎前的原始高度

则当巷道高度等于顶板岩体跨落后的高度时，采空区充满。结合我矿实际，巷高取3.0m

碎胀系数一般为1.3~1.5，取1.36

H=3.0/（1.36-1）=8.3m。

根据切顶眼钻机设备选型及减小岩石跨落摩擦力要求，确定切顶眼施工角度θ=19°

H_切= H /cosθ=8.3/cos19°=8.78m

根据9-2092顶板的整体煤岩分布情况及沿空留巷经验，切眼深度取9m，切眼角度19°，间距500mm，误差控制要求孔深±150mm、角度±2°、间距±50mm。见图3.

 

  图3  切顶钻孔施工图

爆破设计要求，采用不耦合装药、正向爆破、串联放炮方式，巷道爆破时装药方式为4-5-3-2-2（药卷为0.3kg），每孔装药量为4.8kg；每孔眼内安装4.5根聚能管，聚能管切缝方向与切顶线一致，聚能管中全部采用水炮泥代替空气柱，每根聚能管内装一个雷管，雷管串联，封泥长度为2m，每孔脚线串联起爆，一次最起爆6个孔，顶板破碎段一次最多起爆4个孔。钻孔爆破装药方式随着顶板岩性变化情况及窥视效果检测结果进行调整。见切顶爆破示意图4.

 

图4  切顶爆破示意图

3.3  门式支架

门架选型以支护强度与顶板压力相平衡的原则，按采高计算支架的工作阻力

公式：P=N×M×Z×9.8

式中：P—承受压力；KN

N—采高倍数一般取4-8，顶板条件好、周期来压不明显时取下限，否则取上限，本工作面取6；

M—工作面采高，取3.0m；

Z—煤层顶板岩石容重，取2.5t/㎡；

代入数据计算可得：P=6×3.0×2.5×9.8=441KN

支架控顶面积公式：S=L₁×L₀

式中：S—支架控顶面积；㎡

L₁—支架最大控顶距，取5m；

L₀—支架控顶宽度，取1.5m；

代入数据计算可得：S=3.5×1.5=7.5㎡

支架工作阻力公式：Q=P×S

式中：Q—要求的支架工作阻力；KN

P—承受压力；KN

S—支架控顶面积；㎡

代入数据计算可得：Q=441×7.5=33.08Mpa

结合店坪煤矿实际，采用ZLQ4200/20/39型门式支架，支架工作阻力为34.5Mpa。

要求：垂直巷道支设，滞后支架切顶线最大距离1.5m，支设间距1.2-1.5m，顶梁梁头靠采空区W钢带支设，顶梁距采空区侧不大于500mm，支护长度根据矿压稳定周期确定在150-180m。门架布置见图5.

 

图5  门架布置图

3.4  挡矸支护

支护方式为挡矸戗柱配合29U型钢挂钢筋，U型钢超前支架切顶线2m支设，挡矸戗柱紧跟支架切顶线支设，间距0.5m。

4  沿空留巷围岩控制效果

在沿空留巷施工过程中，为验证实施效果，分析设计是否合理和围岩活动规律，从而优化设计方案，总结技术成果以便推广使用。因此对209工作面留巷巷道进行监测设计，监测内容有巷道表面位移监测、巷道顶板离层监测、留巷门式支架压力支架受力监测三种方式。

4.1  围岩变形控制监测

巷道表面位移监测数据可较好地判定巷道围岩的运动情况，分析围岩是否进入稳定状态。巷道表面位移监测以“人工测点+顶板移近量监测”布置，人工测点每50m布置一个，采用十字法进行布置，每推进10m进行一次观测、记录、分析。顶底板移进量测点布置在人工测点2m范围内，与测点垂直巷道进行布置。见图6  

 

图6 顶底板移近量检测设备布置示意图

    巷道围岩移近量如图7所示，选取50m处为1号测点、250m处为2号测点、450m处为3号测点，分析数据可知：随着工作面的不断推进，留巷距离逐渐加大，留巷的围岩变形大致要经历3个区段，分别为工作面后方0~80m内压力剧增区段，80~150m内为压力缓增区段，150m以外为围岩二次平衡稳定区段。在工作面后方120~150m压力趋于峰值，顶底板变形累计最大，顶底板累计最大移近量345mm，平均值330mm；两帮最大移近量为271mm，平均值为219mm。计算巷道回缩量为15%，断面积满足通风及留巷空间要求。

 

 

（a）巷道顶底板移近量曲线             （b）巷道两帮移近量曲线

图7  测站巷道围岩移近量曲线

4.2  巷道门式支架受力监测

通过对门式支架立柱的受力状况进行监测，分析门式支架与围岩相互作用关系，掌握采场顶板岩层运动规律，可为后续支护设计提供矿山压力上的指导。监测布置为门式支架每根立柱安装一个压力表，每10架取一组压力表进行检测，每推进10m进行一次检测。见图8.

 

图8  门架压力监测

如图9所示，在门架支设段内选取第1架为1号测点、第20架为2号测点、第40架为3号测点，经分析可看出门式支架配合标准底梁进行支护，门架间距控制在1.5m以内，门架立柱阻力在4200KN，能够满足要求。

 

图9  门架压力监测曲线图

4.3  顶板离层监测

在本次支护实施过程中，为及时掌握巷道顶板在锚固范围之内与锚固范围之外的离层情况，判断顶板的稳定性，同时为完善支护参数提供依据。顶板离层监测与锚索测力计监测设备成对进行安装，每50m布置1组，顶板离层监测仪深基点固定在14m以上，浅基点固定在7m处。

 

 

（a）1号测点                 （b）2号测点         （c）3号测点

图10  不同测点顶板离层曲线图

如图10所示，选取100m处为1号测点、200m处为2号测点、300m处为3号测点，经分析可看出，工作面前方直接顶在回采前未发生明显的离层，在工作面后方10m~70m内出现离层现象，浅基点最大变化量为8mm，深基点最大变化量为16mm，分析为巷道顶板有一层0.3-0.5cm伪顶影响，导致巷道顶板出现离层现象，但顶板离层仪变化量低于报警值，处于正常变化值范围内。通过数据看顶板离层值较小，说明顶板在门式支架、巷道原支护、补强支护、切顶卸压的措施的共同作用下，顶板稳定性较好，留巷整体效果良好。

5   结语

通过采用锚索补强加固与预裂切缝爆破，提前对巷道内支护进行加固，并切断工作面局部范围顶板应力传递，减弱回采期间巷道的顶板压力，再配合门式支架临时支护与挡矸支护，最大限度地发挥了自身短悬臂梁承载作用，留巷变形较小，说明本设计方案合理。

 

参考文献

[1] 朱珍,张科学,袁红平.  切顶卸压沿空留巷碎石巷帮控制技术及应用[J].煤炭科学技术. 2018(46) ：25-32

[2] 华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].  煤炭科学技术. 2006,34(12) ：78-81

[3] 陈勇,柏建彪,王襄禹,等.沿空留巷巷内支护技术研究与应用[J].  煤炭学报. 2012,37(6)：903-910 

[4] 陈上元,郭志飚,马资敏等.城郊矿切顶聚能爆破参数优化研究[J].煤炭技术,2016,35(8):17-19

[5] 汤朝均,盛建发.切顶卸压护巷技术研究与应用[J].煤炭技术,2015,34(8):78-81

[6] 杨俊山.店坪煤矿9-207工作面支护技术分析[J].山西焦煤科技,2019(4):12-14

[7] 张国锋，何满潮，俞学平，等．白皎矿保护层沿空切顶成巷无煤柱开采技术研究［J］．采矿与安全工程学报，2011，28( 4) : 511－516

 

作者简介：杨俊山（1990-），男，助理工程师，毕业于中国地质大学长城学院土木工程专业，主要从事采矿技术工作。

通讯地址：山西省吕梁市方山县大武镇店坪煤矿。

收件人：杨俊山  邮编：033100，电话： 18235865391