颜丙双

(1. 天地科技股份有限公司, 北京　 100013; 2. 中煤科工开采研究院有限公司, 北京　 100013) 

　 　 摘 要: 针对目前沿空留巷技术普遍存在辅助运输量大、 巷旁支护初期强度低等问题, 研究分 析了 “支卸组合-泵充混凝土支柱” 沿空留巷技术。 以三江煤矿 109 工作面为实例, 建立了大采高 工作面沿空留巷力学计算模型, 采用理论计算手段, 确定了留巷巷道超前水力压裂卸压高度和巷旁 泵充混凝土支柱支护强度, 并应用于工业试验。 结果表明, 采用水力压裂卸压后, 端头支架工作阻 力平均降低 12%; 埋深 92m、 采高 5. 24m 的综采工作面采用⌀1000mm 泵充混凝土支柱, 留巷期间 最大应力 27. 9MPa, 支柱完好, 巷旁支护强度足够; 留巷期间巷道最大顶底板移近量 83mm, 顶底 板收缩率 2%, 顶板最大离层量 23mm, 整体变形较小。 “支卸组合-泵充混凝土支柱” 沿空留巷技 , 可为类似地质采矿条件矿井的无煤柱开采提供技术借鉴。

　 　 关键词: 浅埋大采高; 支卸组合; 泵充混凝土支柱; 沿空留巷; 水力压裂

    无煤柱开采是合理开发煤炭资源, 提高矿井安 全生产水平和改善矿井技术经济效益的一项先进地 下开采技术。 沿空留巷作为无煤柱开采技术的核心, 可以消除区段煤柱, 提高煤炭资源回收率; 少掘巷 道, 降低矿井掘进率; 回采工作面实现 Y 型通风, 有利于解决瓦斯问题; 消除区段煤柱下方应力集中对下组煤开采和巷道支护的不利影响, 使巷道长期 处于应力降低区。 我国从 20 世纪 50 年代开始, 研 究、 试验和推广应用沿空留巷技术, 积累了良好的 技术基础与丰富的实践经验[1,2] 。 康红普等针对我国 无煤柱发展历史, 对沿空留巷、 沿空掘巷、 跨巷开 采及采空区布置巷道等多种开采方法进行了详细论 述, 基于现场应用实例, 提出了无煤柱开采方法及 围岩控制技术的发展方向[3,4] 。 王苏健等对三软煤层 切顶卸压沿空留巷技术进行了理论分析与现场实 践[5] 。 高喜才等针对复合顶板切顶沿空留巷, 提出 了分区域多介质耦合支护技术[6] 。 张东升等采用相 似材 料 模 拟 试 验, 初 步 研 究 了 巷 旁 充 填 技 术 参 数[7,8] 。 杨计先采用灰色关联度和组合权重法对沿空 留巷小结构稳定性的影响因素进行评价分析, 确定 了关键参数[9] 。 张农等阐明了采空侧楔形区顶板的 传递承载机制, 总结出预裂爆破卸压、 分区治理、 结构参数优化、 三位一体围岩控制及墙体快速构筑 等沿空留巷控制关键技术[10,11] 。 杨军等采用理论分 析和现场研究结合方法, 确定了 110 工法沿空留巷 的合理爆破参数[12] 。 傅振斌等对高水材料巷旁支柱 承载能力及布置方式进行了研究[13] 。 胡明明等提出 了宽断面预留支柱沿空留巷方法[14] 。 潘海兵等采用 深孔爆破切顶卸压技术在深部高应力厚煤层条件下进 行了钢管混凝土立柱沿空留巷[15] 。 邓五先采用数值 模拟分析, 提出了沿空留巷分区支护建议[16] 。 王军 等提出了钢管混凝土支柱和矸石墙巷旁支护方法, 研 究了钢管混凝土支柱承载能力[17] 。 仇小祥针对深部 破碎围岩顶板条件, 分析了不同巷旁支护技术的应用 效果[18] 。 布铁勇等进行了大采高综采高水材料沿空 留巷技术研究[19] 。 郭建伟等采用爆破切顶卸压技术, 进行了高地应力坚硬顶板条件下的沿空留巷研究[20] 。 本文针对目前沿空留巷技术普遍存在辅助运输量大、 巷旁支护初期强度低等问题, 研究分析了 “支卸组合 -泵充混凝土支柱” 沿空留巷方法。 首先对留巷巷道 进行超前水力压裂卸压, 减小采空区侧顶板悬臂长 度, 降低巷道压力; 其次, 采用复合结构泵充混凝土 支柱进行巷旁支护, 实现巷旁支护 “以柱代墙”, 大 幅减少材料用量; 最后, 采用单元支架进行巷内加强 支护, 保证了留巷初期顶板支护强度, 提高支护效 率, 并成功应用于大采高综采工作面。

1　 工程概况 

   三江煤矿 109 工作面回采 5 -2 煤层, 煤层厚度 4. 05 ~ 5. 6m, 平均 5. 24m, 煤层倾角 1° ~ 7. 5°, 埋 深 66. 0 ~ 119. 0m, 平均 92m。 工作面采用综合机械 化一次采全高采煤法, 后退式采煤, 垮落法顶板管 理方法, 循环进尺 0. 8m。 工作面斜长 238m, 走向 可采长度 1290m, 巷道沿底板掘进, 留顶煤, 留巷 巷道断面 5. 4m×3. 8m, 采用锚网锚索联合支护。 煤 层及顶底板岩性参数见表 1, 直接顶以粉砂质泥岩、 粉砂岩、 细粒砂岩为主, 厚度 1. 25 ~ 10. 06m; 老顶 以粉砂岩为主, 厚度 5. 9 ~ 16. 6m。

表 1　 煤层及顶底板岩性参数

　 三江煤矿为低瓦斯矿井, 主采 5 -2 煤层, 巷道 布置方式为双巷布置, 区段煤柱宽度 15m, 巷道为 全煤巷道, 掘进速度快, 但区段煤柱损失量大, 且 工作面 U 型通风存在上隅角有害气体积聚问题。 为 进一步提高工作面资源回采率, 工作面形成 Y 型通 风, 解决上隅角有害气体积聚, 在 109 综采工作面 开展 “支卸组合-泵充混凝土支柱” 沿空留巷试验, 109 综采工作面运输巷道作为留巷巷道, 留巷后作 为下一工作面的回风巷道继续使用。 沿空留巷工作 面布置如图 1 所示。

2　 支卸组合沿空留巷技术 

2. 1　 水力压裂超前卸压 

    依据科学采矿理念, 发展切顶卸压技术是控制 无煤柱沿空留巷受动压影响巷道变形严重和工作面 初次来压强烈冲击的有效途径。 水力压裂技术是基 于弹性理论, 以任意方向钻孔周围的应力场为出发 点, 根据最大拉应力准则分析任意方向钻孔的开裂压力及开裂方向, 得出裂缝开启压力随钻孔参数和 地应力场类型的变化规律, 指导压裂钻孔参数与压 裂作业。

2. 1. 1　 卸压高度确定

1) 按碎胀系数计算: 为使工作面顶板垮落矸石 充满采空区以达到岩层触矸效果, 需要处理的矸石 高度可根据以下公式进行计算:　 　 式中, L 为卸压高度, m; Hc 为工作面采高, 取 5. 24m; ΔH 为采空区顶底板移近量, 取 0. 3m; K 为冒落岩层的碎胀系数, 取 1. 2。 

2) 按垮落带发育高度计算: 三江煤矿为厚煤层 开采, 可采用 《建筑物、 水体、 铁路及主要井巷煤 柱留设与压煤开采规程》 中厚煤层分层开采时垮落 带高 度 计 算 公 式, 留 巷 工 作 面 顶 板 抗 压 强 度 在 55MPa 左右, 属坚硬煤层, 其计算公式为: 式中, Hm 为垮落带高度, m; M 为煤层采高, 取 5. 24m。 合理的卸压高度是保证水力压裂卸压效果的关 键, 卸压的目的主要是将煤层顶板上覆厚硬岩层弱 化, 促使顶板沿压裂线垮落, 减小侧向悬臂梁长度。 根据 两 种 理 论 计 算 方 法 得 出, 卸 压 高 度 分 别 为 24. 5m 和 21. 8m, 结合现场实际, 确定卸压高度不 低于 24. 5m。

2. 1. 2　 压裂参数确定

为避免压裂对巷道顶板造成损坏, 起始压裂位 置应位于锚索支护范围以上, 且应位于实体煤内, 开孔位置一般选择靠近回采帮侧, 钻孔需要一定的 仰角, 为 45°。 为 保 证 工 作 面 卸 压 高 度 不 低 于 24. 5m, 则钻孔深度确定为 35m, 封孔长度 12m, 压 裂段长度 23m, 钻孔偏转角根据巷道实际情况, 选 择 5° ~ 20°。 卸压孔参数布置如图 2 所示。

图 2　 卸压孔参数布置 (m) 

2. 2　 沿空留巷支护方案 

2. 2. 1　 巷内支护 

    109 工作面运输巷道沿煤层底板全煤掘进, 采 用锚网索支护, 锚杆规格为⌀20mm× 2200mm 的左 旋无纵筋螺纹钢锚杆, 间排距为 800mm×800mm, 每 排 7 根, 托盘采用 150mm×150mm×8mm 的高强度拱 形托盘。 锚索采用⌀15. 24mm × 7000mm 七芯钢绞 线, 间排距 2400mm×2400mm, 呈 “1-2-1” 布置, 托盘采用 300mm×300mm×10mm 高强拱形托盘。 钢 筋网采用⌀6. 5mm 钢筋焊制, 网孔 100mm×100mm。 煤柱帮采用锚网支护, 锚杆规格为⌀20mm×2200mm 的左旋 无 纵 筋 螺 纹 钢 锚 杆, 间 排 距 为 1000mm × 1000mm 每排 4 根, 托盘采用 150mm×150mm×8mm 的高强度拱形托盘。 

2. 2. 2　 巷内加强支护 

    为提高巷旁切顶效果, 在回采帮侧补打 1 排切 顶锚索, 锚索规格为⌀21. 8mm×6300mm 的 1×19 股 高强度低松弛预应力钢绞线, 延伸率不低于 5%, 托 盘为 300mm×300mm×16mm 高强拱形托盘, 采用 1 支 K2335 和 2 支 Z2360 树脂药卷锚固, 拉断载荷 582kN, 设计承载力 349kN。 沿空留巷巷道支护如图 3 所示。

2. 2. 3　 巷旁支护 

    巷旁支护包括单元支架支护和泵充混凝土支柱 支护。 工作面推采过后, 在挡矸支架掩护下, 施工 泵充混凝土支柱作为巷旁支护, 在混凝土支柱达到 设计强度之前, 采用单元支架作为临时巷旁支护, 控制顶板变形。 根据工作面倾向方向老顶结构垮落 特点, 建立大采高工作面沿空留巷力学模型, 如图 4 所示。 

随着工作面的推进, 顶板呈现循环 “O-X” 型 破断, 砌体梁结构的位态及稳定状况也随之发生, 主要表现为关键块 B 破断位置和块体长度的变化, 进而引起沿空留巷巷道矿压特征发生变化。 当老顶 关键块 B 形成跨巷关键块时, 巷道顶板压力最大, 针对这种状态建立力学模型, 计算泵充混凝土支柱 的承载要求。 根据载荷适应性可知, 支柱支撑强度 q4 需满足下式。

 　 式中, q1 、 q2 为实体煤对顶板作用力, 分别取 240kN、 520kN; q3 为巷道顶板原始有效支护, 取 111. 6kN; q4 为泵充混凝土支柱工作阻力, kN; q5 、 q6 为采空区矸石 对 岩 块 B 的 支 撑 力, 取 平 均 值 212. 77kN; L1 为应力极限平衡区宽度, 取 3. 9m; L2 为留巷后巷道宽度, 取 5. 0m; L3 为泵充混凝土支柱 直径, 取 1. 0m; L4 为触矸长度, 取 18m; MZ 为直 接顶厚度, m; γZ 为直接顶容重, kg / m3 ; ME 为基 本顶厚度, m; γE 为基本顶容重, kg / m3 ; LB 为老 顶关键块 B 长度, 取 28. 3m; M1 、 M2 为老顶关键块 B 两端弯矩, kN·m。 109 工作面采用新型复合结构泵充混凝土支柱 进行巷旁支护, 支柱规格为⌀1000mm×3800mm, 内 充 C35 改性混凝土, 紧贴挡矸支架施工, 为保证留 巷后巷道宽度不低于 5. 0m, 支柱一半位于原巷道 内, 一半位于采空区内。 混凝土支柱吊挂于巷道顶 板, 须在原巷道边缘与挡矸支架之间补打 1 根短锚 杆, 并铺网护顶, 作为悬吊点。 混凝土支柱中心距 为 1500mm, 为非连续巷旁支护, 为保证密闭效果, 施工时需紧贴支柱, 在采空区侧由内向外依次铺设 挡矸布和挡矸网, 作为临时挡风设施, 支柱施工完 成后, 采用高韧性喷涂材料对柱间进行喷涂, 形成 永久密闭, 防止采空区漏风和有毒、 有害气体泄漏。 支柱支护如图 5 所示, 根据 1 ∶ 1 支柱极限载荷试验 结果, ⌀1000mm×3800mm 规格支柱极限承载能力超 过 12000kN, 延米支护阻力 8000kN 以上, 满足巷旁支 护需求。 采用 ZQ7600/ 22/ 43 型单元支架进行巷旁临 时支护, 最大支护阻力 7600kN, 重量约 6t。 单元支架 支护长度根据滞后应力峰值、 工作面推进速度和混凝 土强度特征共同决定, 根据 109 工作面实际情况, 确 定单元支架支护长度不低于 180m, 单排布置。

图 5　 支柱支护 

3　 工业应用

3. 1　 留巷期间工作面支架压力

     109 工作面呈现整体大、 小周期来压并存特点, 大周期来压从持续时间和波及范围方面都明显大于小 周期来压。 沿空留巷前, 工作面来压期间, 中部支架 受力明显高于上、 下部支架, 工作面中部支架来压明 显, 平均工作阻力 8500kN, 工作面上部支架平均工作 阻力 6800kN, 下部支架平均工作阻力 7500kN。 

     沿空留巷期间工作面支架压力分布规律如图 6 所示, 沿空留巷时, 工作面支架压力向中部集中,机头侧明显减小, 表明水力压裂卸压效果明显。 留 巷巷道侧向直接顶形成短悬臂结构, 巷道上覆岩层 承载压力得到释放, 减小了顶板作用在端头支架上 的压力, 留巷应力环境得到改善。 留巷来压期间, 工作面中部支架平均工作阻力 9000kN, 工作面上部 支架平均工作阻力 6000kN, 下部支架平均工作阻力 7200kN。 水力压裂前后, 工作面上部支架平均受力 降低 12%, 卸压效果明显。

图 6　 沿空留巷期间工作面支架压力分布规律 (kN)

3. 2　 留巷期间侧向支承应力分布

   沿空留巷侧向支承应力分布如图 7 所示, 根据 煤柱侧向支承应力分布特点, 将影响区划分为稳定 区、 超前影响区、 滞后影响区和滞后稳定区。 监测 结果显示, 超前影响启动位置约为工作面前方 80m, 滞后影响范围约为工作面后方 60m。

图 7　 沿空留巷侧向支承应力分布

  结合煤矿地质采矿条件和现场观测, 认为由于 三江煤矿 5 -2 煤埋藏浅, 地应力较小, 煤层硬度大, 使得在沿空留巷整个推采过程中, 煤柱帮仅在滞后 影响范围内出现小范围轻微片帮, 最大片帮深度小 于 300mm, 煤柱未出现塑性破坏, 整体处于弹性受 力阶段。 煤柱深度 2m、 5m 和 10m 处应力增量较小, 无明显变化; 煤柱深度 8m 处应力由 4. 2MPa 增长到 7. 9MPa, 而后趋于稳定, 应力集中系数为 1. 88, 推 测基本顶断裂线位于煤柱侧深度 8 ~ 10m 之间。 

3. 3　 留巷期间泵充混凝土支柱轴向载荷

    泵充混凝土支柱应力变化特征如图 8 所示, 泵 充混凝土支柱受力随工作面远离呈现 “增大—减小 —增大—稳定” 的规律, 滞后工作面 4m 时, 支柱 开始受力, 滞后工作面 4 ~ 23m 时应力快速增长, 达 到第一峰值 20. 4MPa, 而后迅速下降至 7. 5MPa, 滞 后 24 ~ 55m 时, 支柱应力缓慢下降至 2. 1MPa, 而后 出现拐点, 滞后 56 ~ 75m 时, 支柱受力快速增长至 27MPa, 而后趋于稳定, 最大应力为 27. 9MPa。 根 据支柱应力变化规律, 推测第一次峰值时为直接顶 断裂, 第二峰值为基本顶断裂。

图 8　 泵充混凝土支柱应力变化特征

3. 4　 留巷期间巷道表面位移监测

    采用激光测距仪和顶板离层仪对沿空留巷巷道 表面位移进行在线监测, 如图 9 所示, 滞后工作面 5m 后, 顶底板移近量开始快速增长, 至滞后工作面 75m 时, 增速放缓, 移近量趋于平稳, 最大移近量 83mm。 滞后工作面 35m 时开始出现顶板离层, 至 65m 范围内增长速度较快, 而后逐步趋于平缓, 最 大离层量 23mm。 结合巷道围岩条件, 底板相对顶板 和煤帮较软, 推测顶底板移近量与离层量差值为巷 道底鼓量。 

图 9　 留巷期间巷道表面位移曲线

3. 5　 矿压监测及沿空留巷效果分析 

  109 工作面 “支卸组合-泵充混凝土支柱” 沿空 留巷期间, 对工作面支架工作阻力、 巷旁支柱载荷、侧向支承应力分布、 巷道表面位移进行了实时在线 监测。 采用水力压裂卸压技术后, 沿空留巷侧端头 支架工作阻力平均下降 12%, 表明水力压裂促使端 头长悬臂垮落, 形成了短悬臂结构, 巷内压力明显 降低。 侧向支承应力影响范围为工作面前方 80m 至 工作面后方 60m, 应力集中系数 1. 88。 泵充混凝土 支柱最大应力 27. 9MPa, 支柱无明显损坏, 仍具有 较强的支护能力, 巷旁支护强度满足要求。 巷道最 大顶底板移近量 83mm, 最大离层量 23mm, 总体来 讲, 留巷期间巷道顶底板移近量和顶板离层量较小, 巷道围岩比较稳定, 满足安全生产需求。

4　 结 论 

1) 通过理论计算得出水力压裂最低卸压高度为 24. 5m, 根据工作面端头支架工作阻力监测结果, 压裂前后工作阻力降低 12%, 表明留巷巷道侧向悬 顶沿压裂线断裂, 破坏了原有的长悬臂结构, 形成 短悬臂梁, 有效改善了巷内支护环境。

2) “支卸组合-泵充混凝土支柱” 沿空留巷支 护包括巷内支护、 巷内加强支护和巷旁支护。 巷内 支护和巷内加强支护为巷道原有锚网索支护和补强 锚索支护, 巷旁支护为泵充混凝土支柱支护和单元 支架临时加强支护。 采用⌀1000mm× 3800mm 规格 支柱, 泵充 C35 改性混凝土, 延米支护阻力 8000kN 以上。 柱间采用高韧性喷涂材料进行密闭, 可有效 防止采空区遗煤自燃和有毒、 有害气体泄漏, 实现 工作面安全高效开采。 

3) 现场监测结果表明, 水力压裂卸压技术可有 效减少巷旁顶板压力, 端头支架工作阻力平均降低 12%; 泵充混凝土支柱最大受力 27. 9MPa, 支柱无 明显损坏, 具备较强的支护能力; 侧向支承应力集 中系数最高为 1. 88, 巷道最大顶底板移近量 83mm, 顶底板收缩率 2%, 顶板最大离层量 23mm, 整体变 形较小, 巷道围岩比较稳定。

4) “支卸组合-泵充混凝土支柱” 沿空留巷技 术成功应用于大采高综采工作面, 完成了初期留巷 试验, 留巷速度满足工作面快速推进需求, 巷旁支 护强度足够, 顶板和帮部变形较小, 为后续煤柱回 收提供了有利条件。

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乾坤矿山的便携式螺旋支柱介绍

    乾坤矿山便携式螺旋支柱是一款矿井临时支护设备，是矿井适用的金属单体支柱，参数经过多次试验和客户使用数据验证的。这款支柱专为矿山井下临时支护设计制造，与市场上的其他支护不同，非边坡基坑支护，非液压非悬浮支柱，也不是锚杆网片等大面积常规支护产品，这款支柱具有轻便、结构简单、价格实惠、可回收反复使用、可远距离拆除等特点，深得客户喜爱。