王東攀,楊鴻智,袁偉茗,陳 兵,張 博
( 1. 天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部,北京 100013;2. 中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013;3. 煤炭科學研究總院 開采研究分院,北京 100013 )
沿空留巷通過有效的巷旁和巷內支護在采空區(qū)邊緣維護已有巷道,實現(xiàn)鄰近工作面巷道復用[1-5]。沿空留巷減少了優(yōu)質煤炭資源的損失,增加了礦井采掘接續(xù)速度和服務年限,是提高煤炭資源利用率、解決上隅角瓦斯積聚,實現(xiàn)煤與瓦斯共采的重要途徑[6-9]。
沿空留巷要先后兩次受到采動以及采空區(qū)頂板垮落、變形的持續(xù)影響,巷道變形劇烈,維護困難。眾多學者在沿空留巷圍巖變形理論[10-12]、巷內支護[13-14]、巷旁支護[15-17]等方面做了大量的研究工作??导t普[14]等分析了沿空留巷圍巖變形和應力分布特征,提出沿空留巷支護設計原則,并在中厚煤層進行了留巷試驗;陳金宇[18]采用短孔水力壓裂切頂卸壓方法降低和轉移沿空巷道頂板所受支撐壓力,減少了留巷變形,改善了巷旁支護受力狀態(tài);鄭立軍[19-20]等采用定向預裂爆破技術阻斷高應力綜放沿空留巷上方應力傳遞,實現(xiàn)了一定范圍內頂板卸壓和預裂,減少了留巷變形量;張東升[21-22]等采用相似模擬和數(shù)值模擬方法分析了頂板破斷形式和巷內支護、巷旁支護等技術因素和地質因素對綜放沿空留巷圍巖變形的影響,并得到了各因素對圍巖最大應力影響的回歸方程;馮國瑞[23]等通過理論和數(shù)值方法分析了厚煤層綜放沿空留巷巷旁充填體受力和變形特征,認為巷旁充填體隨綜放工作面的推進,其垂直應力、水平應力和剪切應力均呈現(xiàn)出先增加后減小和非對稱的分布特點;王方田[24]等為解決沿空留巷圍巖變形嚴重支護困難問題,采用錨索強化技術實現(xiàn)切頂卸壓沿空留巷圍巖穩(wěn)定性控制;張曉[25]應用“支-卸”組合沿空留巷技術,研究了巷內支護與巷旁支護的協(xié)同作用關系,并進行了井下試驗。綜上,雖然在沿空留巷圍巖變形控制方面已經進行了大量的研究,但是由于采動影響范圍大、巷道變形劇烈,厚煤層綜放開采與其他采煤條件相比,沿空留巷圍巖變形控制難度更大,且成功實現(xiàn)復用的案例并不多。
因此,筆者以野川煤礦厚煤層綜放沿空留巷為背景,在分析厚煤層綜放沿空留巷圍巖結構運移特征的基礎上,提出了相應的厚煤層綜放沿空留巷“支-卸”協(xié)同圍巖變形控制對策,設計“支-卸”協(xié)同圍巖控制技術方案,并進行了現(xiàn)場工程實踐和礦壓監(jiān)測,為不同條件下的沿空留巷圍巖變形控制提供了新方法和新思路。
晉能控股野川煤礦為資源整合礦井,保有可采儲量有限,現(xiàn)采3號煤層,平均埋深250 m,平均厚度5.36 m,平均傾角約12°。絕對瓦斯涌出量39.5 m3/min,屬于高瓦斯礦井。
原有留煤柱U型通風采煤方式主要存在以下問題:① 由于煤層透氣性差,工作面采煤期間瓦斯涌出量高,采用U型通風方式極易引起工作面上隅角瓦斯積聚超限;② 區(qū)段煤柱留設寬度一般不低于25 m,不僅損失了有限的優(yōu)質煤炭資源,縮短了礦井服務年限,而且受相鄰工作面采煤強動壓影響,接續(xù)巷道的支護不合理,巷道圍巖變形無法得到有效控制;③ 由于采用單工作面采煤,工作面搬家時間長,導致采掘接續(xù)緊張,嚴重制約了礦井生產能力。
為了消除野川煤礦上隅角瓦斯隱患、提高資源回收率、緩解采掘接續(xù)緊張,有效控制巷道圍巖變形,在野川煤礦3203工作面進行沿空留巷現(xiàn)場試驗。3203試驗綜放工作面傾向長度197 m,走向長度970 m,平均煤厚5.58 m,堅固性系數(shù)2.0,煤層節(jié)理裂隙發(fā)育,層狀構造。
工作面布置如圖1所示。煤層頂?shù)装鍘r層分布見表1。
圖1 3203工作面平面布置Fig. 1 Layout of 3203 working face
表1 3203工作面煤層頂?shù)装鍘r層分布Table 1 Roof and bottom rock distribution of 3203 working face
采用原位小孔徑水力壓裂地應力測試技術與設備測得垂直應力為4.43~4.56 MPa,水平主應力最大值為11.28 MPa,最小水平主應力最大值為5.90 MPa,應力場中構造應力占主導。
沿空留巷試驗在3203綜放工作面膠帶運輸巷進行,巷道留頂煤沿底板掘進,斷面寬5.8 m,高3.2 m,留巷后寬度4.5 m,用作接續(xù)工作面的3202回風巷。提前掘出相鄰接續(xù)工作面,利用接續(xù)面開切眼和運輸巷道回風,實現(xiàn)工作面Y型通風,如圖1所示。
綜合分析地質條件和已有沿空留巷工程實踐圍巖變形情況可知,由于綜放沿空留巷巷道兩幫和頂部為強度較低煤體,且野川煤礦直接底為薄層、低強度泥巖,圍巖整體承載能力、抗變形能力低;厚煤層開采沿空留巷采動附加應力大,易造成留巷礦壓顯現(xiàn)強烈,出現(xiàn)底臌、幫臌和頂板下沉等大變形,導致后期巷道維修量大。因此,合理的圍巖變形控制方法和針對性的圍巖變形控制技術,對于野川煤礦厚煤層綜放沿空留巷成功至關重要。
厚煤層綜放沿空留巷一般分為留底煤沿空留巷和留頂煤沿空留巷兩種方式,由于煤體的力學性質相對較弱,在采動應力和構造應力的綜合作用下,較厚的底煤容易引起強烈的留巷底臌和圍巖大變形,巷內支護結構和巷旁支護難以有效維護巷道圍巖穩(wěn)定。因此,在3203工作面膠帶運輸巷設計采用留頂煤方式掘進巷道,留巷后圍巖結構如圖2所示。
圖2 綜放留頂煤沿空留巷側向圍巖結構Fig. 2 Surrounding rock structure of gob-side entry retaining in fully mechanized caving mining face
頂板巖梁結構隨著工作面推進發(fā)生破斷,基本頂在走向首先產生“OX”型初次破斷來壓,工作面繼續(xù)推進,基本頂發(fā)生周期破斷來壓,沿空留巷的頂部位于基本頂破斷的邊緣,在側向呈現(xiàn)弧形三角板結構。基本頂回轉變形過程中,會對巷旁支護產生垂直應力和水平回轉附加應力,足夠強度的及時巷旁空間支護結構不僅能在頂板下沉過程中防止頂煤、直接頂、基本頂之間產生離層,且使直接頂在采空區(qū)側及時破斷,合理的巷旁支護能對頂板垮落起明顯控制作用。隨著工作面繼續(xù)推進,基本頂垮落和下沉的層位不斷向上位巖層發(fā)展,留巷在工作面后方還會受到上位頂板垮落動載荷作用和彎曲下沉引起的持續(xù)變形,沿空留巷圍巖活動與工作面位置具有三維空間關系。
頂板側向結構在煤幫側產生的支承壓力使煤幫產生塑性變形區(qū)如圖2所示,由于煤體和直接頂強度較弱,容易在上覆頂板回轉下沉過程中壓縮變形,堅硬完整的基本頂強度較大,難以在巷旁支護和直接頂?shù)淖饔孟虑许?,表現(xiàn)為垂直下沉和水平回轉變形兩種形式,垂直方向的下沉量具有“給定變形”的特點。
綜合分析頂板結構與受力可知,頂板側向結構、巷旁支護性能參數(shù)、巷內支護參數(shù)等,對厚煤層綜放沿空留巷圍巖變形都有直接影響。
沿空留巷頂板的離層、擴容變形、頂板側向結構是巷道圍巖變形的主要因素。及時、高強度的巷內支護和巷旁支護能夠有效加固頂板,控制頂板離層和下沉速率;開切眼超前初采前卸壓和工作面超前范圍水平定向長鉆孔水力壓裂卸壓能夠有效改造頂板側向結構,改善留巷應力環(huán)境,形成“支-卸”協(xié)同圍巖控制體系,如圖3所示。
圖3 厚煤層綜放沿空留巷“支-卸”協(xié)同控制體系Fig. 3 Surrounding rock control system of "support and pressure relief "coordination for gob-side entry retaining in fully mechanized caving mining face
2.2.1 巷內合理加強支護
頂板的下沉和側向支承壓力作用于煤體,不僅會加劇煤幫的變形和擠出,而且會增加煤幫破壞深度,影響綜放沿空留巷頂煤的穩(wěn)定性,進而增加留巷底臌量,影響巷旁支護的穩(wěn)定性。因此,對留巷的煤幫和頂板進行合理加強支護,對提高煤幫的承載能力、減少頂煤下沉量、減少留巷底臌量、保證巷旁支護穩(wěn)定性等都具有重要作用。
2.2.2 高強度、高剛度、高延性巷旁支護
巷旁支護在留巷初期提供足夠的初撐力和高剛度,能夠保證頂煤、直接頂、基本頂在回轉變形過程中不易發(fā)生離層,減小頂板下沉速率。同時高強度支護體能在采空區(qū)側及時切斷頂煤、直接頂,而“給定變形”特征又要求巷旁支護體具有高延性,不會在變形過程中產生劈裂破壞,產生一定塑性變形后的墻體仍然能提供足夠的支護阻力。因此,要求巷旁支護具備高強度、高剛度、高延性和高殘余強度。
2.2.3 改造頂板結構,改善留巷應力環(huán)境
由于厚煤層綜放沿空留巷采煤期間采空區(qū)頂板影響范圍較大,基本頂垮落和破斷需要經歷由低位到高位逐漸發(fā)育的過程,而基本頂采空區(qū)側向結構難以及時垮落和破斷,不僅會造成采空區(qū)難以及時充填,形成不利于留巷圍巖受力的長懸臂梁結構,而且會使留巷墻體受到高位頂板回轉力產生持續(xù)變形,對于留巷墻體以及整個巷道圍巖的穩(wěn)定性非常不利。因此,采空區(qū)堅硬頂板和高位頂板及時垮落和斷裂,對于改善留巷受力環(huán)境,控制留巷圍巖變形,提高留巷成功率十分重要。
3203工作面膠帶運輸巷錨桿支護選用φ22 mm×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿;錨索材料選用1×19股高強度低松弛預應力鋼絞線錨索,直徑21.8 mm,尾部采用配套的高強度鎖具,錨索采用3支錨固劑,1支規(guī)格為MSK2335,另外2支規(guī)格為MSZ2360,錨索托板采用300 mm×300 mm×14 mm高強度拱型托板,拱高不低于60 mm。頂錨索長7.3 m,煤柱幫補強錨索長4.3 m,采用樹脂加長錨固方式。頂錨桿間排距800 mm×900 mm,幫錨桿間排距900 mm×900 mm,采用φ14 mm鋼筋托梁和菱形金屬網護表。初始頂錨索采用“3-0-3”布置,切頂錨索靠采煤幫300 mm,另2根錨索間排距2 000 mm×1 800 mm;頂板和煤柱幫補強錨索均采用走向交叉錨索梁,采用“2-0-2”錨索鋼帶組合結構交叉布置方式,頂錨索間排距2 400 mm×1 800 mm,煤柱幫間排距1 000 mm×1 800 mm。W 鋼帶型號為BHW-280-2200-3,采煤幫不需要進行補強支護。
3203膠帶運輸巷支護示意如圖4所示。
圖4 3203巷道支護示意Fig. 4 Schematic diagram of 3203 roadway support
為了滿足厚煤層沿空留巷巷旁支護高強度、高剛度、高延性的要求,針對傳統(tǒng)巷旁支護墻體在承受頂?shù)装寤剞D變形偏載荷作用、采空區(qū)矸石側向作用力等復雜載荷作用下易發(fā)生劈裂、拉剪破壞的變形特征,設計研發(fā)了新型內外約束混凝土巷旁支護墻體結構。
普通混凝土充填體以其強度高、易泵送、成本低等優(yōu)勢已成為強礦壓巷道沿空留巷巷旁支護的主要形式,但素混凝土力學性質為脆性,存在抗拉剪強度低、延性差、殘余強度低等缺點。因此,為了提高核心混凝土的極限承載能力,開發(fā)了滿足安裝內置箍筋、外部約束、實現(xiàn)自封、帶壓接頂?shù)某涮钅4?,通過在模袋內布置合理鋼筋骨架、外部采用預應力對拉錨桿、鋼筋網片、鋼筋梯梁進行護表,實現(xiàn)了內外雙重約束,改變了混凝土的破壞模式,使約束混凝土的承載能力、變形能力、延性和耗能能力顯著提高。內約束為鋼筋網片搭接成的鋼筋網片籠。鋼筋網片直徑6 mm,網孔100 mm×100 mm,通過橫豎搭接而成,搭接部位采用16號綁絲,要求隔孔相聯(lián)。
通過各方案數(shù)值模擬結果的比較,確定鋼筋混凝土薄墻體厚度為1.0 m。充填袋采用高強度長絲機織型纖維布柔模袋,長度根據留巷速度定制,一般選用2.4,3.0,4.0 m三種規(guī)格,寬度1.0 m。為了保證墻體能夠提供足夠的初撐力,高度考慮接頂富裕量,較巷道高度高200~300 mm。對拉錨桿選用φ22 mm×1 200 mm左旋無縱筋螺紋鋼,墻體兩側分別留設螺紋長度為100 mm,間排距700 mm×800 mm,預緊力矩300 N·m。采用φ14 mm鋼筋托梁和φ6 mm鋼筋網片護表,接頂關鍵部位采用W高強鋼護板。充填材料選用C40混凝土,并添加特殊添加劑,1 d強度達到15 MPa,5 d強度達到30 MPa,終凝強度達到40 MPa以上,內置鋼筋骨架采用φ6 mm鋼筋網片綁扎而成,墻體每隔10 m布置1個預留瓦斯抽采孔的柔模袋,直徑250 mm,墻體結構和留巷斷面如圖5~6所示。
圖5 內外約束混凝土墻體結構示意Fig. 5 Structure of pumped concrete wall for gob-side entry retaining
針對工作面初次來壓強烈,堅硬基本頂垮落不及時,采空區(qū)大面積懸頂,易出現(xiàn)瓦斯積聚、瞬間涌出超限和頂板沖擊等問題,為了減少工作面初次來壓產生動載荷對沿空留巷的影響,降低頂板沖擊、實現(xiàn)工作面提前放煤,設計采用短孔水力壓裂技術實現(xiàn)初次放頂。
圖6 沿空留巷斷面示意Fig. 6 Schematic diagram of gob-side entry retaining
在開切眼靠采煤側幫角施工φ56 mm鉆孔,為了實現(xiàn)不同層位堅硬巖層壓裂與弱化,分別布置長孔長度35 m,角度45°,短孔長度32 m,角度30°,鉆孔間距均為20 m,鉆孔布置如圖7所示。
圖7 開切眼水力壓裂鉆孔布置示意Fig. 7 Schematic diagram of the drilling arrangement of the open-off cut hydraulic fracturing
厚煤層開采沿空留巷采動附加應力大,采空區(qū)頂板的分階段垮落易造成留巷礦壓顯現(xiàn)強烈,出現(xiàn)底臌、幫臌和頂板下沉等大變形,導致后期巷道維修量大。為優(yōu)化留巷應力環(huán)境、縮短工作面端頭基本頂懸頂長度、及時釋放積聚彈性能、降低圍巖載荷,使得垮落巖層及時有效充填采空區(qū),克服傳統(tǒng)深孔爆破和短孔水力壓裂增加頂板破碎程度、與高位瓦斯孔存在相互干涉貫通風險等弊端,應用高位定向水平長鉆孔區(qū)域水力壓裂卸壓技術。
在確保長鉆孔瓦斯抽采效果的前提下,利用布置在裂隙帶中的高位走向瓦斯抽采長鉆孔,通過大排量高壓泵、大功率定向鉆機和雙封單卡拖動管柱對基本頂目標層位進行垂向分層、走向分段水力壓裂,使頂板在高壓水的拉應力作用下產生裂隙,裂隙的發(fā)展與相互貫通使得頂板有序垮落,同時提高瓦斯抽采效果,實現(xiàn)了“一孔兩用”和低成本高效頂板卸壓。
3203工作面走向長度970 m,在該工作面膠帶運輸巷采煤幫側布置2個鉆場,如圖8所示,每個鉆場施工5個瓦斯抽采卸壓孔,I號鉆場鉆孔長度590 m,II號鉆場鉆孔長度480 m,中間搭接段長度100 m。根據頂板卸壓和瓦斯抽采要求,對原瓦斯抽采孔層位進行調整,將1號、5號孔層高由30 m分別調整至28 m和15 m,與巷幫平距分別為10,8 m,其他鉆孔均位于層高30 m,間距10 m。選擇1號、2號、5號孔進行壓裂,3號和4號孔不進行壓裂,分段壓裂長度不超過15 m。3個鉆孔壓裂后采用“兩堵一注”封孔工藝,實現(xiàn)瓦斯有效抽采。
圖8 3203工作面水平定向鉆孔布置Fig. 8 Schematic diagram of horizontal directional hole of 3203 working face
4.1.1 測站布置
在3203工作面采煤留巷期間,對巷道圍巖移近量、頂幫錨桿索受力、墻體對拉錨桿受力進行了全方位長周期監(jiān)測。
留巷位移1號和2號監(jiān)測站布置在15號和36號柔膜墻體處,留巷位移觀測都是從柔膜墻體澆筑完成后開始。在1~5號錨桿索受力測站安裝頂錨桿、頂錨索、幫錨桿測力計,測站位置從距離開切眼200 m處開始間隔50 m等間距布置,監(jiān)測留巷超前和滯后段一定范圍的受力情況。
4.1.2 留巷變形監(jiān)測
圖9為1號位移測站圍巖移近量變化曲線。由圖9可知,采煤留巷期間頂板最大下沉量100 mm,最大底臌量210 mm,墻體側最大移近量20 mm,煤柱側最大移近量110 mm。
圖9 1號位移測站圍巖移近量變化曲線Fig. 9 Variation curves of surrounding rock approaching amount of station 1
在工作面后方70~120 m范圍內,留巷變形持續(xù)增加;在工作面后方220 m以后,巷道圍巖仍然出現(xiàn)持續(xù)小變形,說明沿空留巷頂板活動周期更長,以底臌變形為主,因為在滯后單體支護范圍以外,處于無支護狀態(tài)的底板抵抗變形能力相對較弱,但是圍巖基本處于穩(wěn)定狀態(tài),整體總位移量并不大,混凝土墻體整體穩(wěn)定,沒有出現(xiàn)傾倒和破碎情況。巷道斷面收斂率約13%,巷道無需維修,留巷能夠完全滿足留巷通風、運輸和復用要求,留巷效果較好,留巷效果如圖10所示。
圖10 留巷效果Fig. 10 Effect drawing of gob-side entry retention
4.1.3 錨桿( 索 )與墻體受力監(jiān)測
頂錨桿、頂錨索、幫錨桿的受力變化曲線如圖11~13所示。
圖11 頂錨桿受力變化曲線Fig. 11 Force change curves of the top anchor bolt
圖12 頂錨索受力變化曲線Fig. 12 Force change curves of the top anchor cable
圖13 幫錨桿受力變化曲線Fig. 13 Force change curves of the anchor bolt
由圖11~13可知,在超前支承壓力作用下,錨桿索在超前50 m范圍內受力顯著增加。進入采空區(qū)后,頂錨桿與頂錨索、幫錨桿受力有較大區(qū)別。頂錨桿進入采空區(qū)后出現(xiàn)短期“失錨”現(xiàn)象,這可能是由于靠巷旁充填體采空區(qū)側頂煤強度低、無支護、隨采隨垮,而巷旁充填體尚未及時承載,巷內頂煤錨固體整體失去側向水平約束,以煤柱側為支點發(fā)生整體微量回轉下沉,導致頂錨桿受力下降,產生短期“失錨”現(xiàn)象;之后,隨著進入采空區(qū)距離加長,巷旁充填體上方頂煤逐漸壓實,在滯后基本頂破斷回轉動壓作用下,載荷急劇加大,其與煤柱側煤體、巷內頂板形成的固支梁結構效應增強,巷內頂煤錨固體在滯后30~40 m處受到的側向水平約束開始快速恢復,錨桿受力急劇增加,直至120 m左右處達到峰值并穩(wěn)定,最大載荷達155 kN,小于190 kN屈服載荷,高強度錨桿實現(xiàn)有效支護。
頂錨索隨著巷內頂板緩慢下沉呈急增阻特征,在滯后工作面200~300 m達到峰值并穩(wěn)定,最大載荷385 kN,小于607 kN拉斷載荷,有較大的富裕系數(shù);而幫錨桿受滯后頂板垮落、應力轉移作用,煤柱側淺部煤體發(fā)生碎脹破壞,錨桿受力逐漸增大,滯后工作面150~250 m處達到峰值并穩(wěn)定,最大載荷212 kN,大于190 kN屈服載荷,小于255 kN破斷載荷。
墻體對拉錨桿受力監(jiān)測表征混凝土墻體沿厚度方向擴容膨脹所產生的應力變化,通過及時施加預緊力,墻體最大橫向載荷60 kN,遠小于190 kN屈服載荷,墻體穩(wěn)定性良好( 圖14 )。
圖14 墻體橫向載荷變化曲線Fig. 14 Variation curves of lateral load of wall
因此,合理的高強度錨桿索補強支護設計和定向水平長鉆孔水力壓裂方案,有效地控制了巷道圍巖變形,改善了留巷圍巖整體應力環(huán)境,錨桿索支護結構基本沒有出現(xiàn)破斷與失效,有效維護了巷道圍巖的穩(wěn)定性;研發(fā)的新型內外約束混凝土巷旁支護墻體結構起到了良好的支護作用,在留巷期間基本沒有出現(xiàn)墻體結構的破碎和失穩(wěn)現(xiàn)象,抗變形能力和穩(wěn)定性滿足了巷旁支護要求,整體留巷效果良好。
留巷復用期間圍巖移近量變化曲線如圖15所示。
圖15 留巷復用期間圍巖移近量變化曲線Fig. 15 Variation curves of surrounding rock movement during the repeated use of roadway
由圖15可知,復用巷道受上工作面采空區(qū)側向支承壓力和本工作面超前支承壓力疊加作用,超前50 m左右開始加速變形,到20 m超前液壓支架處頂板最大下沉量約60 mm,最大底臌量30 mm,非采煤側最大移近量18 mm,墻體側移近量20 mm。進入20 m超前支護段后,在超前液壓支架的強力支護下,巷道變形發(fā)展緩慢,墻體穩(wěn)定。墻體進入采空區(qū)后受雙向采空區(qū)頂板壓力作用,發(fā)生破裂傾倒,不會對下煤層采煤產生應力集中。
巷道復用效果如圖16所示。
圖16 巷道復用效果Fig. 16 Effect of roadway reuse
( 1 ) 通過分析綜放留頂煤沿空留巷圍巖結構特征可知,頂板側向結構、巷旁支護性能參數(shù)、巷內支護參數(shù)等,對厚煤層綜放沿空留巷圍巖變形與破壞都有直接影響。提出了厚煤層綜放沿空留巷“支-卸”協(xié)同控制對策:巷內采用高強度錨桿索合理補強支護,高強度、高剛度、高延性巷旁支護,改造頂板結構,改善留巷應力環(huán)境。
( 2 ) 為有效控制留巷圍巖變形,確定了綜放沿空留巷“支-卸”協(xié)同控制技術方案。巷內靠近實體煤側頂板和幫部采用高強度走向交叉錨索梁加強支護;設計開發(fā)了新型內外約束混凝土巷旁支護墻體結構,實現(xiàn)了內外雙重約束,改變了混凝土的破壞模式,使約束混凝土的承載能力、變形能力、延性顯著提高;優(yōu)化沿空留巷應力環(huán)境,使采空區(qū)基本頂及早垮落充填,采用短孔水力壓裂技術實現(xiàn)初采切頂卸壓;設計高位定向水平長鉆孔區(qū)域壓裂卸壓技術方案,實現(xiàn)不同層位巖層沿巷道走向分段水力壓裂,將堅硬頂板分割成多層,擴大了鉆孔瓦斯抽采半徑,實現(xiàn)了“一孔兩用”和低成本高效頂板卸壓。
( 3 ) 礦壓和留巷效果觀測表明,水平長鉆孔區(qū)域分段壓裂技術的應用有效改善了沿空留巷圍巖應力環(huán)境,巷內加強支護和巷旁新型內外約束混凝土墻體結構在留巷和復用過程中,有效控制和適應了巷道圍巖變形,保證了頂板、煤幫和混凝土墻體穩(wěn)定變形,留巷滿足了運輸和通風的要求,整體效果良好?!爸?卸”協(xié)同圍巖控制技術在厚煤層綜放沿空留巷圍巖變形控制的現(xiàn)場成功應用,為其他條件下有效控制沿空留巷圍巖變形提供了一種新的思路和方法。
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