綜放工作面巷旁充填沿空留巷支護技術(shù)研究

李有春

(大同煤礦集團 王村煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 大同 037032)

沿空留巷是無煤柱連續(xù)開采、煤與瓦斯共采以及煤層群連續(xù)卸壓開采等技術(shù)的空間基礎(chǔ)。目前薄及中厚煤層、頂板為巖層等條件的沿空留巷技術(shù)已趨成熟,但針對“三軟”煤層且煤層厚度變化較大的綜采放頂煤沿空留巷研究較少。山西某煤礦所采煤層屬于豫西典型“三軟”煤層,近年來,隨著生產(chǎn)能力的逐步提高,該煤礦為了解決21001與21021綜放工作面接替問題,實現(xiàn)快速掘進,決定在21001下巷采用沿空留巷技術(shù)。由于該礦煤層厚度變化大,且巷道頂?shù)装寰鶠檐浫趺簩?一次采出煤層厚度大、覆巖運動形成的結(jié)構(gòu)遠離采場,留巷巷道礦壓顯現(xiàn)明顯、動壓持續(xù)時間長。因此,研究松軟煤層綜放沿空留巷圍巖穩(wěn)定機理,以便提供合理的圍巖控制技術(shù),是滿足現(xiàn)場安全生產(chǎn)的迫切需求。

1 工程地質(zhì)條件

21001工作面位于21采區(qū)西翼,西至F19斷層保護煤柱,東至21采區(qū)上部車場,南為11221工作面采空區(qū),北為21021準(zhǔn)備工作面,21001工作面走向長度795 m,切巷設(shè)計長度160 m,平均煤厚4.64 m,煤層傾角13°～29°。21001綜放工作面總體上為一北西傾單斜構(gòu)造形態(tài),地質(zhì)條件中等,煤層直接頂為大占砂巖,厚度約為17.5 m,直接底為砂質(zhì)砂巖,厚度約為5.7 m,老底為L8灰?guī)r,厚度約為1.8 m。21001下巷向北為21021準(zhǔn)備工作面。根據(jù)現(xiàn)有巷道的布置情況和21001下巷地質(zhì)情況,沿空留巷試驗區(qū)域為21001下巷當(dāng)前回采位置(174 m)開始向外至工作面停采線位置,工程量621 m。21001下巷沿底掘進,其中下巷150 m～374 m、467 m～515 m處、613 m～717 m處丟底煤,底煤厚度0 m～11.4 m。150 m～300 m、400 m～520 m、600 m～700 m處為厚煤區(qū),頂煤厚度0 m～12.7 m,巷道壓力較大。

2 現(xiàn)有巷道支護對留巷的影響

21001工作面下巷剩余巷道頂板為巖層的巷道長度為233 m,占剩余巷道長度的40.5%,下巷剩余巷道頂煤厚度為0 m～3.5 m的巷道長度為139 m,占剩余巷道長度的24.2%。下巷剩余巷道頂煤厚度大于3.5 m的巷道長度為203 m,占剩余巷道長度的35.3%。其中,頂煤厚度在3.5 m～5.0 m的巷道長度為68 m,頂煤厚度在5.0 m～8.0 m的巷道長度為75 m,頂煤厚度大于8.0 m的巷道有三段,共計106 m,三段各自的長度分別為58 m、29 m、19 m。

21001工作面下巷采用16.2 m236#U型鋼棚支護,巷道凈高3.5 m,下凈寬5.6 m,梁腿搭接0.45 m,棚距0.6 m。四道聯(lián)鎖梁加固,聯(lián)鎖位置:距底板1.0 m處巷道兩幫各一道,頂梁與柱體搭接處偏上500 mm～600 mm處各一道,并用塑料網(wǎng)、椽子腰幫接頂。

現(xiàn)有巷道整體支護狀況良好,但仍有部分巷道變形明顯,現(xiàn)場實測巷道寬度4.6 m,大部分巷道高度在3.1 m左右,少部分巷道高度較低,巷道凈高僅2.1 m。巷道變形較大的區(qū)域主要位于厚煤區(qū),巷道變形特征主要表現(xiàn)為以下三點:

1)棚腿鉆底。21001工作面下巷在實際掘進中,150 m～374 m、467 m～515 m、613 m～717 m處丟底煤,底煤厚度0 m～11.4 m。由于巷道底板為煤層,巷道底板松軟,棚腿與底板接觸面積小、壓力大,造成棚腿鉆底。現(xiàn)場實測,部分巷道已臥底500 mm以上。

2)支架滑移。現(xiàn)場實測中,部分支架滑移量達到1 m以上。U型鋼棚具有高阻、可縮性能,棚梁與棚腿搭接后,擰緊卡纜螺母,產(chǎn)生預(yù)緊力。該預(yù)緊力包括兩個方面:一是搭接段U型鋼間的摩擦阻力,二是卡纜與U型鋼間的摩擦阻力。隨著巷道不斷變形,施加到U型鋼棚的力逐漸加大,當(dāng)該力大于上述摩擦力時,支架產(chǎn)生滑移。

3)幫腳內(nèi)移。U型鋼支架兩幫腳處為支護承載結(jié)構(gòu)的薄弱點,原支護方案中未對幫腳處實施結(jié)構(gòu)補強,受兩幫側(cè)壓作用,幫腳出現(xiàn)內(nèi)移現(xiàn)象,不利于支架承載性能的發(fā)揮。

通過現(xiàn)場實測得知,轉(zhuǎn)載機自移梁高度為2.1 m～2.8 m,工作面端頭支架工作高度為1.9 m～2.8 m,轉(zhuǎn)載機機頭長3 m、寬2.8 m、高2.1 m。為保證轉(zhuǎn)載機自移梁、端頭支架以及轉(zhuǎn)載機順利通過,應(yīng)保證U型鋼棚頂梁端頭距底板有2.5 m高度。為保證轉(zhuǎn)載機自移梁順利通過,當(dāng)巷道高度大于2.8 m時,需要超前工作面在U型鋼棚拱部架設(shè)木垛。當(dāng)巷道高度小于2.5 m時,需要超前工作面進行臥底。

3 松軟煤層綜放工作面沿空留巷圍巖控制技術(shù)

3.1 沿空留巷圍巖控制技術(shù)難點及對策

根據(jù)21001綜放工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件,為保證留巷穩(wěn)定,保持通風(fēng)斷面滿足安全生產(chǎn)的要求,盡可能減小留巷成本,提出了使用木垛+袋裝矸石充填撕下幫沿空留巷方案。該方案有以下技術(shù)難點:

1)實體煤幫控制難度大。由于綜放開采一次采出的煤層厚度大,頂板巖層形成的結(jié)構(gòu)遠離采場,巷道圍巖經(jīng)受長時間的動壓作用,不僅非采煤幫劇烈鼓出,而且很可能底鼓強烈,引起非采煤幫的進一步鼓出。同時,煤幫為軟弱煤層,在老頂破斷回轉(zhuǎn)過程中容易發(fā)生流變,因此煤幫控制難度大。

2)對巷旁充填體力學(xué)性能要求高。充填體緊鄰采空區(qū),基本頂在斷裂旋轉(zhuǎn)的過程中,對充填體施加較大的載荷,容易導(dǎo)致充填體的壓壞,對充填體強度要求較高;采空區(qū)冒落矸石容易導(dǎo)致充填體鼓出、滑移甚至推倒充填體,對充填體的穩(wěn)定性要求高。老頂破斷回轉(zhuǎn)是不可避免的,既要充填體具有一定的可縮量適應(yīng)頂板下沉,又要具有較大的承載能力切斷采空區(qū)側(cè)頂板、阻止巷內(nèi)頂板的過快回轉(zhuǎn)變形。

3)撕下幫留巷斷面大。本次留巷采用撕下幫方案,巷道跨度較大,通常而言,跨度越大,支護就越困難。

4)頂煤控制難度大。煤層厚度變化較大,在厚煤區(qū)綜放沿空留巷巷道上方為松軟頂煤,與普通沿空留巷上方為巖層相比,其強度和剛度小,工作面推過后頂煤易破碎、塌冒,需要采取合理的控制技術(shù)保持頂煤穩(wěn)定,實現(xiàn)充填體與上覆巖層力的傳遞并有效切斷采空區(qū)側(cè)直接頂。因此,頂煤控制難度大。

針對上述沿空留巷圍巖控制難度大、技術(shù)要求高等難題,提出以下綜放沿空留巷圍巖控制對策:

1)對于實體煤幫采取高強度、高預(yù)應(yīng)力錨索主動支護。在老頂?shù)谝淮纹茢噙^程中,增加幫部結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性,增強承載能力,防止發(fā)生切落。

2)對于留巷頂板,采取高強度、高預(yù)應(yīng)力帶梁錨索主動支護,錨索長度依據(jù)頂煤厚度而定,使頂板錨固在堅硬、穩(wěn)定的深部巖體中。

3)充填體上方頂煤要超前工作面打錨索,原巷中錨桿索要進行二次預(yù)緊,以保證工作面采過后頂煤的完整性,使其成為充填體與基本頂之間完整的應(yīng)力傳遞結(jié)構(gòu)。

4)充填體要支設(shè)及時,袋裝矸石圍繞木垛堆放整齊,增加充填體的穩(wěn)定性和承載能力。

3.2 21001工作面沿空留巷支護技術(shù)

3.2.1超前巷煤幫加固方案

超前工作面39 m采用U型鋼平拱型支架在下順槽下幫施工巷道,見圖1。在超前巷下幫和頂部各支設(shè)一道工字鋼聯(lián)鎖梁,在超前巷上幫暫時不站U型鋼棚棚腿,但采用單體柱配合π型鋼梁打雙抬棚進行臨時支護,同時用帶梁錨索加固圍巖。待工作面推過超前巷支架位置時,及時扶U型鋼棚棚腿,并在上幫安裝一道工字鋼聯(lián)鎖梁。

圖1 超前巷煤幫加固方案Fig.1 Sidewall reinforcement plan in advance roadways

3.2.2工作面超前煤幫支護方案

當(dāng)工作面推進到超前巷位置前,在原U型鋼棚頂梁兩端固定工字鋼梁,在梁上支設(shè)木垛,并按設(shè)計方案要求打設(shè)單體液壓支柱作為超強加強支護,見圖2。打設(shè)好單體支柱后,拆除原U型鋼棚靠回采工作面一側(cè)的棚腿。在工作面移架前,在工作面端頭支架上鋪設(shè)金屬網(wǎng),并在每道金屬網(wǎng)下穿一道鋼絲繩,鋼絲繩繩頭固定在原U型鋼棚頂梁上。

圖2 工作面超前支護方案圖Fig.2 Pre-support plan in working faces

3.2.3工作面后方充填體施工方案

工作面移架后,立即沿采空區(qū)側(cè),在原U型鋼棚頂梁兩梁端固定的工字鋼梁梁端和木垛下打設(shè)一排密集木支柱,并用單體支柱加強支護,見圖3-a。然后在要求的位置進行支丁,支丁規(guī)格為2 m(寬)×2 m(長)。支丁后,扶上U型鋼棚棚腿,并安裝工字鋼聯(lián)鎖梁,然后拆除U型鋼棚柱腿與木垛間的單體液壓支柱,掛上風(fēng)筒布或編織布,在U型鋼棚棚腿和木垛間填實袋裝矸石,形成留巷。最后每留10 m～50 m巷道,噴一次漿,見圖3-b。

3-a 移架后打設(shè)支柱和木垛方案圖

3-b 填實袋裝矸石和防漏風(fēng)方案圖圖3 移架后支護方案圖Fig.3 Supporting plan after working face moving

具體支護參數(shù)為:

1)頂板:新掘巷道內(nèi)頂板兩根Φ17.8 mm×6.0(8.0) m錨索,錨索間排距為1000 mm×1200 mm,每根錨索使用4支K2350樹脂錨固劑,錨索預(yù)應(yīng)力要求不小于70 kN,錨固力不小于260 kN,錨索外露長度大于150 mm、小于300 mm。帶梁錨索施工超前工作面不低于100 m。

2)幫部:實煤體幫三根錨索,規(guī)格為Φ17.8 mm×6.0(8.0) m錨索,錨索間排距為1 000 mm×1 200 mm,每根錨索使用4支K2350樹脂錨固劑,錨索預(yù)應(yīng)力要求不小于70 kN,錨固力不小于260 kN,錨索外露長度大于150 mm、小于300 mm。帶梁錨索施工超前工作面不低于100 m。當(dāng)U型鋼棚支護巷道出現(xiàn)斷椽子、爛網(wǎng)、大網(wǎng)兜等現(xiàn)象時,必須重新進行卸壓、聯(lián)網(wǎng)、腰幫接頂。

4 礦壓觀測結(jié)果分析

4.1 測點布置

在留巷內(nèi)布置5個觀測斷面,工作面前后50 m各一個測站,工作面前后20 m各一個測站,工作面位置一個測站。測點的安設(shè)方法如下:在測點處鉆直徑28 mm、深350 mm垂直圍巖表面的鉆孔,將直徑29 mm、長約400 mm的木樁打入孔內(nèi),木樁端部安設(shè)環(huán)形鉤和平頭測釘,作為測量基點。按一定的時間間隔,用測桿、測槍、收斂計或測線繩分別測量各測點間的距離,即可計算出各個點的位移量,以此累加相鄰兩次測試數(shù)據(jù)的差值即可得兩點相對總移近量。

4.2 礦壓觀測結(jié)果分析

本文以測站3的觀測結(jié)果分析巷道礦壓觀測結(jié)果,測站三的礦壓觀測結(jié)果如圖4和圖5所示。由圖4和圖5可知:在工作面后方40 m范圍內(nèi)巷道圍巖變形較為劇烈,在工作面30 m附近達到最大,頂?shù)装遄畲笠平考s為450 mm,頂?shù)装遄畲笠平俾始s為25.3 mm/d,煤幫最大移近量約為75 mm,兩幫最大移近速率為5.5 mm/d。通過21001工作面回采期間礦壓觀測確定工作面周期來壓步距為15 m左右。隨著工作面的繼續(xù)推進,基本頂巖塊在冒落矸石支撐下逐漸穩(wěn)定,然后隨著矸石的逐漸壓實,穩(wěn)定后的上覆巖層進一步折斷、變形下沉,巷道圍巖支承壓力影響范圍變大,峰值內(nèi)移,巷道圍巖變形速度逐漸降低,在工作面后方70 m反映出來。在工作面后方60 m以外巷道圍巖變形速度趨于穩(wěn)定,圍巖變形很小。

通過礦壓觀測點的觀測數(shù)據(jù)可知,隨著巷道圍巖移近量逐漸趨于穩(wěn)定,測點的頂?shù)装逡平繛?10 mm,煤幫移近量分別為200 mm。通過以上數(shù)據(jù)及現(xiàn)場實際情況可以看出,巷道圍巖變形主要以頂板下沉為主,由于頂板煤體較破碎,經(jīng)歷采動影響,頂板破壞嚴(yán)重,煤幫表現(xiàn)明顯的蠕變特性。

圖4 測站3巷道表面位移量Fig.4 Surface displacement of the roadway at the No.3 observation post

圖5 測站3巷道表面位移變化速率Fig.5 Variation rate of surface displacement of the roadway at the No.3 observation post

5 結(jié)論

工作面后方采用木垛+袋裝矸石進行留巷,原材料易獲取,成本低。減少巷道的無效掘進,可緩解采掘接替緊張的問題,具有顯著的技術(shù)效益。通過礦壓觀測結(jié)果可知:工作面沿空留巷段巷內(nèi)支護、巷旁支護方案基本滿足圍巖控制要求,工作面后方單體支柱對頂板的控制效果顯著,為沿空留巷的正常實施提供了保障。由此可見:在松軟煤層工作沿空留巷技術(shù)中保證充填體的維護、充填空間的維護、實體煤幫的加固是保證沿空留巷支護效果的關(guān)鍵技術(shù)。