石泉煤矿切顶卸压沿空留巷方案

梁华杰1, 张凤杰2

(1.六盘水师范学院 矿业与土木工程学院, 贵州 六盘水 553004; 2.中煤科工集团重庆研究院有限公司, 重庆 400037)

摘要:在分析切顶卸压沿空留巷技术优势的基础上,结合石泉煤矿19022工作面地质及开采技术条件,提出适用于石泉煤矿的切顶卸压沿空留巷方案:回采巷道超前加强支护选择高强度锚索配合单体液压支柱迈步抬棚;对采空区至超前支护段的巷道顶板实施预裂爆破,构成卸压时的断裂切顶线;工作面后方的沿空留巷采用贴帮丛柱+单体液压支柱抬棚+液压抬棚的形式进行补强支护。矿压监测结果表明,巷道顶板平均下沉量为95 mm,两帮平均移近量为225 mm,符合巷道断面变形要求;巷道支架平均支护阻力为33 MPa,符合巷道支护强度要求。

关键词:煤炭开采; 沿空留巷; 切顶; 卸压; 加强支护; 预裂爆破

0 引言

采煤后,沿采空区边缘保留和维护上一区段的运输巷作为下一区段的回风巷,其间不留煤柱,这种技术称为沿空留巷。沿空留巷技术是实现无煤柱开采的主要技术之一,可以最大限度地回收资源,避免煤体损失[1]。目前比较常用的沿空留巷技术是巷旁充填,充填材料从最初的矸石逐步发展至膏体材料、凝水材料、模板混凝土材料,以上材料对支撑巷道顶板起到积极作用,但充填工艺复杂,设备昂贵,成巷的经济效益不佳[2]。切顶卸压沿空留巷技术是指超前预裂顶板,当工作面推至预裂区时,上覆顶板自然垮落,形成一个沿空留巷[3]。其具体原理是采用预裂爆破超前切断沿空留巷顶板与直接顶和基本顶之间的联系,通过工作面回采时基本顶的周期来压作用,造成采煤工作面顶板顺沿爆破预裂面滑落,从而构成下一区段或条带的巷道巷帮。该技术避免了三角弧形顶板的产生,成功地将留巷的集中应力转移至煤体深部,改善了巷道围岩的应力分布,保证了留巷的稳定性[4-5];切落的巷帮隔绝了采空区瓦斯,提高了煤矿生产安全性[6];完全取消了回采巷道间的煤柱,提高了煤炭采出率和煤矿经济效益[7-8]

鉴于切顶卸压沿空留巷的优势,本文以山西石泉煤业有限责任公司(以下简称石泉煤矿)为工程背景,提出适用于石泉煤矿的预裂爆破切顶配合留巷前后加强支护的切顶卸压沿空留巷方案。

1 工程概况

石泉煤矿19022工作面如图1所示。切顶留巷巷道所在的3号煤层埋深为500 m,煤厚为5.05~7.20 m,均厚为6.00 m,煤层倾角为5~7°。伪顶为泥岩,厚度为0.5 m;直接顶为细质砂岩,厚度为4.2 m;基本顶为砂质泥岩,厚度为15 m。巷道沿煤层底板掘进,宽为4.8 m,高为3.2 m,采用锚网索梯支护。顶板锚杆为φ20 mm×2 400 mm左旋高强螺纹钢锚杆,每孔使用K2335和Z2360型锚固剂各1卷,间排距为750 mm×800 mm,锚杆托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm,锚固力不小于80 kN,扭矩不小于250 N·m。巷帮锚杆为φ20 mm×2 400 mm圆钢麻花头锚杆,每孔使用Z2360型锚固剂1卷,间排距为850 mm×800 mm,锚固力不小于50 kN,扭矩不小于200 N·m。锚索为φ18.9 mm×9 000 mm高强度低松弛预应力钢绞线,配合同型号锁具及300 mm×300 mm×16 mm钢垫板,每孔使用K2335型锚固剂1卷、Z2360型锚固剂2卷,间排距为1 600 mm×1 600 mm,锚固力不小于200 kN,预紧力不小于100 kN。金属网由φ4.0 mm冷拔丝钢筋制作,网孔规格为50 mm×50 mm,顶网网幅规格为5 000 mm×1 000 mm,帮网网幅规格为3 000 mm×1 000 mm,网片搭接长度不小于100 mm。梯形梁通过圆钢焊接,限位孔个数由锚杆间距决定。

2 切顶卸压沿空留巷方案

结合煤矿现实情况,提出适用于石泉煤矿的预

图1 19022工作面
Fig.1 19022 working face

裂爆破切顶配合留巷前后加强支护的切顶卸压沿空留巷方案:① 使用高强度锚索对工作面前方预留巷道的采空区侧加强支护。② 对采空区至超前支护段的巷道顶板实施预裂爆破,构成卸压时的断裂切顶线。③ 工作面正常推进。④ 工作面推进后,利用单体支柱配合液压抬棚对留巷进行补强支护。⑤ 当采场顶板周期来压时,顶板沿预裂切缝断裂下落成留巷巷帮。⑥ 结合矿压观测,待顶板活动稳定后,撤掉补强支护,留巷成形。

2.1 巷顶板预裂切缝爆破参数

预裂切缝爆破参数的选择应结合工作面围岩情况,保证能通过预裂爆破将巷道采空区侧上方的基本顶完全割断[9-10]。主要爆破参数如下:

(1) 炮孔深度为12 000 mm,孔间距为400 mm,炮孔直径为40 mm。炮孔与回采巷道轴向成70°夹角,与工作面回采侧成6°夹角;每孔装药量选定为2.5 kg,采用煤矿许用4级乳化炸药,药卷规格是φ30 mm×200 mm/卷,质量为150 g/卷。

(2) 装药结构为正向不耦合结构。每个切缝炮孔里安设3段PE材质管用于装药。为方便装药和利于炸药爆轰完全,第1段PE管端底安装尖木楔塞,每个炮孔内安设2个矿用毫秒延期电雷管及1根许用导爆索作为起爆元件。导爆索直插至炮孔孔底的药卷内,一根电雷管插入炮孔底第2个药卷里,另一根插至炮孔口的药卷内。每段药卷间用长炮泥分割。装药结构如图2所示。

(3) 封孔结构为黏土炮泥+水炮泥+黏土炮泥。每个炮孔的封堵段长度为4 500 mm,施工时沿孔底到孔口方向先填入400 mm黏土炮泥、 800 mm水炮泥(单个水炮泥长度为200 mm)和3 300 mm黏土炮泥,每段炮泥均须压密压实。

依据该矿工程实际,预裂爆破卸压炮孔采用专门的ZQJJ.200/1.8Q气动架柱式钻机施工。装药连线后,使用FMB.200电容式起爆器起爆,每次同时起爆4~5个炮孔[11]

图2 正向不耦合装药结构
Fig.2 Forward uncoupled charge structure

2.2 工作面前巷道加强支护

综合19022工作面开采技术条件,回采巷道超前加强支护选择高强度大预应力锚索配合单体液压支柱迈步抬棚,如图3所示。锚索规格为φ21.6 mm×13 000 mm,沿回采巷道轴向方向呈2排“三花”型布置,锚索间距为1 200 mm,第1和第2排锚索分别距巷道采空区侧帮300 mm和750 mm。锚索梁为29U×3 100 mm的钢梁,每梁配三索,梁间距为500 mm;锚索托盘为10 mm×90 mm×200 mm的钢板。锚索采用树脂锚固剂,即2卷CK2050和2卷Z2050。锚索外露长度为200 mm;锚索预紧力为120~150 kN,锚固力≥220 kN。

单体支柱迈步抬棚选用长度为4 200 mm的π型钢梁配套与巷高相适应的自泄式单体液压支柱,每架抬棚规格为一梁三柱,即在巷道两帮和巷中各安设一个单体液压支柱[12]

2.3 工作面后留巷补强支护

工作面后方的沿空留巷采用贴帮丛柱+单体液压支柱抬棚+液压抬棚的形式进行补强支护[13],如图4所示。贴帮丛柱选用29U型钢,安装时应保证紧挨留巷切顶落帮,上扎大于150 mm,下扎大于350 mm,柱间距为550 mm,贴帮柱内侧挂菱形塑料网,确保和顶网搭接长度大于200 mm。

图3 超前加强支护
Fig.3 Advanced strengthening support

图4 工作面后方补强支护
Fig.4 Reinforcement support in the back of the working face

由长度为4 200 mm的π型钢梁加单体液压支柱构成支护抬棚,抬棚为一梁四柱,从巷道煤壁侧起150,250 mm处依次架设1根,靠近水沟侧持续架设2根。

液压抬棚规格为长3 200 mm顶梁配宽720 mm底座,安设时紧随工作面下部端头支架,与采空区侧巷帮相距1 600 mm,同时要求具备足够的初撑力和工作阻力。若工作面后方长度不足一架液压抬棚的长度,则巷道加强支护仍沿用单体液压支柱抬棚。

3 切顶卸压沿空留巷效果

为评估成巷效果,自工作面留巷起始位置开始,对留巷表面位移及液压抬棚受载进行观测,结果如图5—图7所示。

图5 留巷表面位移
Fig.5 Surface displacement of roadway

图6 液压抬棚受载
Fig.6 Load of hydraulic lifting shed

图7 切顶卸压沿空留巷效果
Fig.7 Effect of gob-side entry retaining by cutting roof to release pressure

从图5—图7可以看出:

(1) 监测期间,工作面留巷两帮移近量为200~250 mm,平均为225 mm;顶板绝对下沉量为70~120 mm,平均为95 mm。留巷两帮收缩量与顶板下沉量符合巷道断面变形要求。另外,切顶卸压自动成巷后23 d,留巷表面变形趋于稳定,表明工作面推进80 m左右,留巷进入稳定区。

(2) 沿空留巷里的液压抬棚受载随着工作面的推进持续增加,至工作面后方55 m处达到峰值,之后基本趋于稳定,液压抬棚的最大工作阻力为35 MPa,平均工作阻力为33 MPa,符合沿空留巷对围岩的支护要求。

4 切顶卸压沿空留巷经济效益分析

19022运输巷切顶卸压沿空留巷会增加巷道支护成本,但可以少掘1条回风巷,且不留设保护煤柱。所以,沿空留巷总经济效益=少掘巷道节约成本+煤柱经济效益-沿空留巷增加成本。根据石泉煤矿提供的资料,巷道支护材料成本为3 260元/m,人工成本为1 034元/m,总支护成本为4 294元/m。巷道总长度为1 000 m,则少掘巷道节约成本=煤巷每米掘进成本×巷道长度=4 294×1 000=429.4万元。保护煤柱宽10 m,平均采高为3.2 m,长度为1 000 m,煤体密度为1.46 t/m3,则煤柱储量为10×3.2×1 000×1.46=46 720 t。当前煤炭售价为600元/t,则煤柱经济效益=煤柱储量×煤价=46 720×600=2 803.2万元。切顶卸压沿空留巷每米增加成本2 650元,则沿空留巷增加成本=沿空留巷每米增加成本×巷道长度=2 650×1 000=265万元。因此,最终得到沿空留巷总效益=429.4+2 803.2-265=2 967.6万元,经济效益显著。

5 结论

(1) 基于工作面硬厚顶板的特征,提出适用于石泉煤矿的预裂爆破切顶配合留巷前后加强支护的切顶卸压沿空留巷方案。留巷前巷道采用2排高强度锚索配合梁柱抬棚的加强支护,留巷后巷道采用贴帮丛柱结合液压抬棚的补强支护。

(2) 矿压监测结果表明,留巷两帮移近量与顶板下沉量符合巷道断面变形要求,巷道支架支护阻力符合巷道支护强度要求。

(3) 经济效益分析结果表明,19022运输巷切顶卸压沿空留巷总经济效益为2 967.6万元,说明切顶卸压沿空留巷技术方案具备良好的推广应用价值。

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Scheme of gob-side entry retaining by cutting roof to release pressure for Shiquan Coal Mine

LIANG Huajie1, ZHANG Fengjie2

(1.School of Mining and Civil Engineering, Liupanshui Normal College, Liupanshui 553004, China; 2.CCTEG Chongqing Research Institute, Chongqing 400037, China)

Abstract:Based on analysis of technical advantages of gob-side entry retaining by cutting roof to release pressure, combined with geological and mining technical conditions of 19022 working face of Shiquan Coal Mine, the scheme of gob-side entry retaining by cutting roof to release pressure for Shiquan Coal Mine was proposed: high-strength anchor with single hydraulic props were selected for advanced reinforcement support of mining roadway; pre-split blasting was carried out on the roof of roadway from goaf to advanced support section to form fracture top cutting line during pressure relief; reinforcement support in the back of the working face adopted the form of sluice column + single hydraulic props lifting shed + hydraulic lifting shed. The results of mine pressure monitoring show that the average subsidence of roadway roof is 95 mm, and the average displacement of the two gangs is 225 mm, which is in line with the deformation requirements of the roadway section;the average support resistance of the roadway supports is 33 MPa, which meets the requirements of roadway support strength.

Key words:coal mining; gob-side entry retaining; roof cutting; pressure relief; strengthening support; pre-split blasting

中图分类号:TD353

文献标志码:A

文章编号:1671-251X(2019)05-0104-05 DOI:10.13272/j.issn.1671-251x.17382

收稿日期:2018-11-28;修回日期:2019-04-11;

责任编辑:胡娴。

基金项目:贵州省重点支持学科资助项目(黔学位合字ZDXK〔2016〕24号)。

作者简介:梁华杰(1988-),男,安徽淮北人,副教授,研究方向为矿山压力及其控制,E-mail:lhj_1080@163.com。

引用格式:梁华杰,张凤杰.石泉煤矿切顶卸压沿空留巷方案[J].工矿自动化,2019,45(5):104-108.

LIANG Huajie, ZHANG Fengjie. Scheme of gob-side entry retaining by cutting roof to release pressure for Shiquan Coal Mine[J].Industry and Mine Automation,2019,45(5):104-108.