宋曉明
(山西蘭花科技創(chuàng)業(yè)股份有限公司伯方煤礦分公司,山西 高平 048400)
巷道掘進速度是制約煤礦高產(chǎn)高效生產(chǎn)的重要因素。傳統(tǒng)的沿空掘巷存在掘進周期長、支護困難、采空區(qū)瓦斯涌出、煤層自燃[1-3]等問題,因此,新型的沿空留巷技術(shù)應運而生。該技術(shù)通過無煤柱開采提高了回采率,同時可降低工作面上隅角瓦斯含量,緩解接替緊張局面,降低成本[4-5]。本文以伯方煤礦3308 工作面為工程背景,對沿空留巷頂板斷裂和應力分布情況開展研究,提出預裂爆破切頂沿空留巷技術(shù),取得良好的應用效果。
3308 工作面為走向長壁回采工作面,采用綜采放頂煤工藝,全部垮落法管理頂板,工作面走向長1900 m,傾向長200 m。所采3#煤層為石炭系太原組,煤層厚度4.5~5.7 m,平均5.3 m,煤層傾角平均6°,結(jié)構(gòu)簡單,偶含夾矸1 層,煤層穩(wěn)定。煤層頂板主要為泥灰?guī)r和粉砂巖。工作面雙滾筒采煤機截割,回采高度2.8 m,單次截割深度0.8 m。3308 工作面相鄰工作面回采時,預留25 m 的保護煤柱。根據(jù)以往回采經(jīng)驗,后期鄰近3307 工作面受集中應力影響明顯,產(chǎn)生較大變形,累計底鼓高度達1 m 左右,需要對巷道進行多次維護,浪費大量人力物力,對高產(chǎn)高效生產(chǎn)產(chǎn)生嚴重影響。對工作面開展沿空留巷技術(shù),可有效解決應力顯現(xiàn)問題。
一般情況下鄰近采空區(qū)巷道頂板斷裂形式有兩種:
(1)煤柱上方頂板發(fā)生斷裂。當煤層頂板斷裂發(fā)生在煤柱上方位置時,煤層頂板會形成砌體梁結(jié)構(gòu),煤柱成為砌體梁一側(cè)的承載基體,所受應力增加,影響煤體及巷道的穩(wěn)定性。頂板斷裂及應力分布圖如圖1 所示。
(2)煤層頂板斷裂發(fā)生在采空區(qū)上方。當采空區(qū)頂板發(fā)生斷裂時,煤柱上方頂板形成懸臂梁結(jié)構(gòu),梁體作用力全部由煤柱承載,產(chǎn)生應力集中,使煤柱發(fā)生塑性變形。頂板斷裂及應力分布圖如圖2 所示。
圖1 煤柱上方頂板斷裂示意圖
圖2 采空區(qū)上方頂板斷裂示意圖
綜上所述,不論煤層頂板斷裂位置位于采空區(qū)或者煤柱上方,都會造成煤柱應力集中,對掘進空間造成較大影響。若采用預裂爆破方法對煤層頂板進行側(cè)向切斷,則可對巷道(煤柱)進行卸壓,有效減少應力集中現(xiàn)象。如圖2 所示,若將煤層頂板沿煤柱上方側(cè)向切斷,可以破壞梁體結(jié)構(gòu),減少由于頂板自重和圍巖應力產(chǎn)生的應力集中現(xiàn)象,對巷道(煤柱)進行有效保護,從而減少留巷工作面巷道變形。
3.1.1 炮眼布置方式
根據(jù)對煤層頂板斷裂情況的分析,本次炮孔沿巷道方向靠實體煤側(cè)巷道肩角位置布置一排平行炮孔,孔徑75 mm,炮孔仰角75°,如圖3 所示。
3.1.2 炮眼深度
(1)爆破切頂高度的計算
為了使工作面采空區(qū)煤層頂板垮落的矸石充滿回采空間,從而減少沿空留巷壓力顯現(xiàn),通過對以往工程經(jīng)驗的分析,決定對煤層頂板巖層按照4 倍回采高度進行弱化。其切頂高度的計算公式如下:
式(1)中:MZ為爆破切頂高度,m;H 為回采高度,取值2.8 m;T 為頂煤厚度,取值1.8 m;SA為煤層基本頂下部巖層沉降量,取值0.2H,m;C 為殘煤厚度,m;KA為冒落帶巖石碎脹系數(shù),取值1.4。
式(2)中:η 為放出率,取值0.7;Km為頂煤垮落碎脹系數(shù),取值1.2。
通過計算可得:MZ=8.48 m。
圖3 預裂爆破炮孔布置圖
(2)炮孔深度計算
通過爆破切頂高度計算結(jié)果可知,由于巖石碎脹作用,通過采空區(qū)頂板垮落使其完全被矸石填充需要破壞的頂板高度為8.48 m。因此,需要對頂板以上11.2 m 的巖層進行處理,從而確定炮孔深度L:
式中:β 為炮孔仰角,(°)。
按照炮孔傾角75°計算可得L=8.8 m。為了保證爆破預裂的有效性,本次炮孔深度L 取值10 m,通過試驗,可對參數(shù)進行逐步優(yōu)化。
3.1.3 炮眼間距
(1)應力波疊加計算
式(4)中:a 為炮孔間距,m;σt為巖石抗拉強度,取值3.7 MPa;b 代表側(cè)應力系數(shù),b=μ/(1-μ)取值0.33;α 為應力波峰值衰減指數(shù),α=2-b=1.67;rb是爆破影響長度,m。
式(5)中:p2為孔壁初始壓力峰值,MPa;ρ0為炸藥密度,t/m3;D 為爆速,m/s;dc為錨桿長度,m;n 為壓力增大倍數(shù),取值10。
通過計算可得:
(2)應力波和爆破氣體準靜壓疊加作用計算
在密閉空間應力波和爆破氣體共同作用之下,炮孔孔壁產(chǎn)生塑性變形,可簡化為厚壁圓筒在內(nèi)壓作用下的應力模型。根據(jù)彈塑性理論巖體強度準則以及厚壁圓筒理論可得:
式中:P0為作用在孔壁的靜態(tài)壓力,MPa。
在柱狀不耦合狀態(tài)下:
經(jīng)計算炮孔間距a=a1+a2=0.722+0.714=1.436 m??紤]炮孔壁的初始壓力峰值及準靜態(tài)壓力均遠大于巖體抗壓強度,會產(chǎn)生能量損失,本次炮孔間距取值1.4 m。
本次采用不耦合連續(xù)裝藥,設(shè)計裝藥長度8 m,則單孔裝藥量計算為:
式中:Q 為總裝藥量,kg;q 為每米藥量,取值2.812 5 kg/m;l 為總裝藥長度,m。經(jīng)計算Q= 2.812 5×8=22.5 kg。
(1)在綜放工作面超前50 m 范圍以外,按照設(shè)計參數(shù)提前施工預裂鉆孔。
(2)依據(jù)工作面回采方向和回采方式,在采面前方30~50 m 依次進行爆破,使工作面前方形成預裂切縫線。
(3)在超前工作面30 m 范圍內(nèi)對巷道進行加強支護。
(4)在綜放工作面回采結(jié)束后,沿切縫線利用檔矸支架對采空區(qū)矸石進行處理,并澆筑柔?;炷翂w對采空區(qū)進行隔離,保證巷道的支護效果。巷道支護如圖4 所示。
圖4 巷道支護示意圖
(1)預裂爆破切頂卸壓沿空留巷可減少巷道壓力顯現(xiàn),降低支護難度。采空區(qū)隔離支護施工,在工作面煤壁附近對留巷澆墻區(qū)頂板進行錨網(wǎng)索支護,在支架尾部的留巷澆墻區(qū)底板施工墻體基礎(chǔ),提高了頂?shù)装鍎偠?,保證了“頂板-巷旁支護-底板”支圍系統(tǒng)剛度匹配,更好地發(fā)揮了巷旁支護的作用。預裂爆破切頂沿空留巷滯后工作面60 m以后,圍巖活動基本穩(wěn)定,留巷總體變形量小,技術(shù)效果良好。
(2)提高回采率。3308工作面開采長度1900 m,平均煤厚5.4 m,煤體密度為1.4 t/m3,煤柱寬度為25 m。在采用沿空留巷后,按85%回收率進行計算,煤炭產(chǎn)量增加30 萬t,按照噸煤100 元利潤計算,產(chǎn)生經(jīng)濟效益約3000 萬元。
(3)節(jié)省巷道掘進。3308 工作面采用沿空留巷后可減少3307 工作面巷道掘進約1900 m,巷道掘進綜合成本按8000 元/m 計算,可節(jié)省1520 萬元。
(4)沿空留巷費用。本次沿空留巷總長度1900 m,留巷綜合成本約5500 元/m,所需投入約為1045 萬元。經(jīng)過計算,3207 工作面采用沿空留巷可提高經(jīng)濟效益約3475 萬元。
(1)采用工作面預裂爆破切頂沿空留巷技術(shù),解決了巷道壓力傳遞現(xiàn)象問題,減少了巷道維護量,實現(xiàn)了工作面無煤柱回采,3308 工作面可提高經(jīng)濟 效益約3475 萬元。
(2)采用沿空留巷技術(shù)后,3307 工作面少掘進一條巷道,節(jié)省掘進時間超過6 個月,保證了工作面正常接替。
(3)預裂爆破切頂卸壓沿空留巷可減少巷道壓力顯現(xiàn),降低支護難度,配合柔?;炷翂w設(shè)計,保證了巷道的支護效果,降低了勞動強度,提高了工作效率。