深部中厚煤层切顶卸压沿空留巷技术实践

2017-11-01苏金华朱战斌仇小祥

采矿与岩层控制工程学报 2017年5期

关键词：切顶空留巷煤柱

苏金华，朱战斌，仇小祥

(河南省正龙煤业有限公司城郊煤矿，河南永城 476600)

深部中厚煤层切顶卸压沿空留巷技术实践

苏金华，朱战斌，仇小祥

(河南省正龙煤业有限公司城郊煤矿，河南永城 476600)

为缓解矿井采掘接替紧张局面、进一步实施深部采区疏水降压工程、超前谋划Y型通风瓦斯治理技术，城郊煤矿在21304轨道巷实施了切顶卸压沿空留巷技术。根据深部中厚煤层开采的特点，开发应用了上下组合可伸缩U型钢挡矸支护技术、单体支柱配合ZQL2×3200/17.5/35型液压抬棚滞后加强支护技术、单轨吊高效辅助运输技术。实践表明：采取4+3+2+0装药方式，切缝爆破效果最佳，切缝率达到86%；上下组合可伸缩U型钢挡矸效果好，沿空留巷巷帮成型好、侧向应力峰值不足3MPa，稳定状态下0.8MPa左右；滞后加强支护强度高，正常区段顶板下沉量不足300mm，非正常区段采取措施后能够满足安全生产的需要。

深部开采；切顶卸压；沿空留巷；挡矸支护；滞后加强支护；侧向应力

PracticalofGob-sideEntryRetainingwithRoofCuttingUnloadinginMediumThicknessCoalSeaminDeep

随着浅部煤炭资源的减少，城郊煤矿采深越来越大，最大达到915m。深部煤岩体的地下水环境、瓦斯赋存特征、巷道变形与破坏特性较浅部煤岩体均发生了显著的变化[1]，具体表现在：煤层底板灰岩水水压变大，底板注浆改造过程中出现顶钻现象，突水机率随之增加；瓦斯压力和瓦斯含量增加，瓦斯赋存异常区域的范围逐渐扩大；巷道所处地应力高，构造应力场复杂；煤岩体变形由脆性向塑性转化，时间效应强，巷道表面位移大，顶板极易发生破坏性的漏冒事故。城郊煤矿深部开采中，不仅仅安全管理难度和经营管理成本急剧增加，而且受瓦斯、水、顶板碎涨等不利因素的影响，单产单进低下，采掘接替紧张，矿井的安全高效发展受到了严重的制约。因此，城郊煤矿积极学习何满潮院士科研团队首创的切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术及其在现场的应用[2-8]。经实地考察神华神东煤炭集团有限责任公司哈拉沟煤矿12201综采工作面切顶卸压沿空留巷后，决定在城郊煤矿21304综采工作面实施切顶卸压沿空留巷。截至2017年2月，21304轨道巷成功留巷1200m，为城郊煤矿在煤炭行业异常严峻的经济形势下保持核心竞争力奠定了坚实基础。

本文以城郊煤矿21304轨道巷切顶卸压沿空留巷技术实践为工程背景，对该项技术在深部中厚煤层条件下取得的效果和存在的问题进行总结分析，为该项技术在今后的推广应用提供借鉴。

1 21304综采工作面概况

21304工作面埋深835～915m，为城郊煤矿二水平十三采区首采工作面，东、西为实体煤，南为F20断层保护煤柱，北为二水平南翼轨道大巷、二水平南翼胶带大巷，工作面长度180m，巷道长度1460m，工作面巷道布置如图1所示。

图1 21304工作面巷道布置示意

工作面煤层倾角整体较平缓，约1～7°，平均3°，煤层层位稳定，结构简单，无煤尘爆炸危险性、无自燃倾向性。煤层厚度2.6～4.3m，平均3.1m。直接顶为均厚2.8m的泥岩；基本顶由均厚3.7m的细粒砂岩和均厚5.2m的粉砂岩组成；直接底为粉砂岩，均厚0.8m，老底由均厚3.2m的粉砂岩和均厚9.1m的细砂岩组成。

21304轨道巷累计揭露断层12条，落差0.6～2.6m，两侧累计构筑钻场泵坑32个。

2 切顶卸压沿空留巷关键技术

2.1 恒阻锚索及超前支护技术

掘进期间顶板和帮部均采用锚网带索联合支护：锚杆为φ20mm×2400mm型高强锚杆，间排距为750mm×700mm；网为2000mm×900mm的大眼网(采用φ6mm钢筋焊接成网孔70mm×70mm的金属网)配合M钢带；帮部锚索规格为φ18.9mm×4800mm，帮部每排钢带第2根或第3根锚杆间隔替换为锚索加强支护；顶板锚索规格为φ21.6mm×8000mm，配合铁托盘(400mm×400mm×20mm)按“3+2”方式进行布置。

采用2排恒阻锚索加固轨道巷顶板，恒阻锚索施工超前距离以不影响切顶爆破为准，切顶爆破超前距离以不影响正常回采为准。回采侧锚索采用18号槽钢梁作为托梁，煤柱侧锚索采用400mm×400mm×20mm铁托盘。切缝线距回采帮200mm，18号槽钢梁距回采帮500mm，1梁3索布置，锚索间距700mm；煤柱侧铁托盘锚索距回采帮900mm，间距1400mm。恒阻锚索规格为φ21.6mm×10000mm；恒阻器长500mm，外径72mm，最大允许变形量350mm，恒阻值为33±2t，预紧力28t[9]。

回采前，轨道巷超前工作面20m范围内采用3排单体支柱抬棚(倾向棚)进行超前支护，棚距为700±100mm，回采侧单体支柱与回采巷帮间距500±100mm，煤柱侧单体支柱与煤柱巷帮间距1100±200mm，中间1排单体支柱靠近煤柱侧，与煤柱侧单体支柱形成轨道巷行人通道。在Π型梁与顶板之间垫设废旧胶带保护锚索头和槽钢梁。架棚前在超前支护范围内铺设菱形网，菱形网铺入顶板长度和自然下垂长度为400mm左右。21304轨道巷超前支护如图2所示。

图2 超前支护示意

2.2 切顶爆破技术

双向聚能拉伸爆破孔偏向采空区与竖直方向成15°，间距为500mm。每个爆破孔8m深，安装4根PVC管制成的聚能管(外径42mm，内径36mm，管长1500mm)，从孔底聚能管开始连续装药并安设雷管和引线，封泥2m。正向装药爆破，一次性起爆5个爆破孔。

为持续提高爆破效果，爆破前后利用CXK6矿用本安型钻孔成像仪对钻孔的岩层结构和裂缝生成情况进行窥视，根据窥视结果及时调整每根聚能管内的装药量，确保采空区顶板及时垮落并将垮落矸石块度控制在300mm以内。通过CXK6矿用本安型钻孔成像仪窥视结果可知：4+2+2+0(从里向外第1根聚能管内装4卷炸药、第2根装2卷、第3根装2卷、第4根不装药，下同)和4+3+1+0装药方式下，钻孔裂缝率分别为71%和73%，裂缝率偏低，且裂缝细小不明显，无法满足工程要求；5+4+2+0装药方式下，钻孔局部破碎塌孔，且炮孔孔口有一定深度的炮坑，对巷道顶板完整性具有一定程度的破坏，说明爆炸能量过于充足；4+3+2+0 装药方式下，孔内裂缝明显且充分，孔口完好，裂缝率高达86%，对巷道顶板原有支护体系损伤小[10]。

2.3 沿空留巷滞后支护技术

2.3.1挡矸支护技术

随着工作面推进，在机尾第1架处先后挂设菱形网和大眼网，在大眼网外侧站立双节36U型钢。U型钢上下采用限位卡缆联锁，前后采用连接卡缆联锁，与双层金属网形成一道整体的挡矸墙体。菱形网(3500mm×1300mm)是成卷的、采用8号镀锌铁丝编织成具有菱形网孔的金属网。菱形网顶端与顶板上预铺的菱形网连接好，底部铺设至巷道底板。大眼网紧贴菱形网挂设，上排大眼网顶至顶板，用双股铁丝连接至菱形网和顶板上的大眼网上，下排大眼网顶部与上排大眼网压茬连接，底部与底板铺设的菱形网连接。菱形网压茬距离不小于200mm，大眼网压茬距离不小于140mm，菱形网与大眼网均用双股铁丝进行联锁，联锁点间距不大于200mm。

双层金属网挂设好后，在机尾第1台支架切顶线与大立柱(顶端)之间随巷道走向倾角迎山支设U型钢，每6～8°迎1°。上下2节U型钢成对布置，槽口面向采空区。下节U型钢底端向采空区方向偏移1～3°，插入巷道底板深度不小于200mm；上节U型钢顶端支在切缝线以里，U型钢前后中对中间距为500±50mm。

2.3.2 顶板滞后加强支护技术

随工作面回采，直接顶首先发生离层和垮落，基本顶达到极限垮距后发生断裂、旋转、触矸，块体旋转下沉过程中相互抑制并形成临时结构[11]。随着覆岩运动，所形成的临时结构处于动态平衡状态。每次覆岩的运动均会扰动沿空留巷顶板及巷旁挡矸支护体系，这种影响随着覆岩层位的向上发展而逐渐降低[12]。沿空留巷顶板以煤柱帮为支撑点产生挠曲变形，由于各区段顶板岩层的岩性、变形参数及挠曲半径不一样而产生层间错动和离层[13]。当顶板破碎、离层量过大时，将会导致顶板漏冒和切顶事故。传统沿空留巷支护由巷内基本支护、巷内加强支护及巷旁充填体支护组成。3种支护共同作用，在不同空间与时间内控制留巷围岩变形与破坏[14]。切顶卸压沿空留巷无巷旁充填体，所支设的组合U型钢主要起挡矸作用而非顶板支护作用。城郊煤矿首创单体支柱抬棚配合液压抬棚滞后加强支护技术，提供了较高的主动支撑力，满足了留巷初期控制围岩急剧变形的需要。单体支柱抬棚倾向布置由DW28-DW35型单体支柱和3.4～3.6m长Π型梁组成，留巷侧单体支柱距巷帮600mm，煤柱侧单体支柱距巷帮900mm，初撑力不低于6.5MPa。液压抬棚由ZQL2×3200/17.5/35型超前支架改造而成，在2排单体支柱中间沿巷道走向偏向留巷侧单排布置，液压抬棚底座中心距留巷帮1200mm，液压抬棚初撑力不低于20MPa。液压抬棚安装数量根据留巷期间矿压显现情况和实际支护效果，累计增加至50架，支护距离220m左右，如图3所示。

图3 滞后加强支护示意

第1架液压抬棚滞后工作面液压支架切顶线不超过5m。第1架液压抬棚与超前支护最后1棚之间采用1梁4柱加强支护。当留巷内顶底板移近及两帮收敛趋于稳定时，先保留单体支柱抬棚，用JSDB-16型绞车将最后1架液压抬棚拉移至最前方，随着工作面推进依次循环使用。液压抬棚回撤后，在正常区段隔棚回撤单体支柱抬棚，保留U型钢和双层金属网进行挡矸支护。综合比较底板铺双轨用平板车拉移、底板不铺道用专用爬犁拉移、顶板铺单轨用承载轮拉移等技术方案后，采取在Π型梁下安设单轨吊轨道，将承载轮两端分别与液压抬棚和绞车钩头联锁完好后，启动绞车向前拉移。沿空留巷内拉底产生的矸石、回撤的单体支柱、Π型梁、潜水泵、开关等物料则利用MK10-16000N型气动单轨吊进行辅助运输，极大降低了职工的劳动强度。

3 切顶卸压沿空留巷效果

采用十字观测法监测顶板下沉量、底鼓量和两帮聚帮量；采用YUD型顶板位移监测仪监测顶板离层量；采用侧向应力计监测沿空留巷帮侧向应力，各监测设施布置如图4所示，正常区段监测结果如图5所示。

图4 21304轨道巷沿空留巷段监测设施布置示意

正常区段监测结果表明：滞后工作面0～200m范围内为动压区，巷道表面位移量及留巷帮侧向应力急剧增加。250m以后沿空留巷趋于稳定，顶板离层量不足250mm，顶板下沉量不足300mm，底鼓量为480mm，留巷侧两帮移近量达到了150mm，煤柱侧两帮移近量不足100mm；留巷帮侧向应力峰值不足3MPa，最终稳定在0.8MPa左右。留巷整体效果较好，表面位移稳定可控，净宽能够保持在3.8m左右。沿空留巷内甲烷浓度0.01%～0.25%，无其他有毒有害气体，无需喷浆，留巷效果如图6所示。

图5 正常区段监测数据变化曲线

图6 沿空留巷效果

断层影响段、巷道超高段(超过3.2m)、顶板淋水段、钻场泵坑影响段、切顶爆破效果较差段(直接顶爆破后块度大于500mm)等非正常区段沿空留巷效果较差，出现了U型钢扭曲变形、金属网开裂、底鼓量大、锚索锚杆压脱、单体支柱(Π型梁)被压弯压断等现象。经修复、拉底、补打、更换等措施后能够满足后期安全生产需要。

4 结论

(1)深部沿空留巷与浅部显著不同。浅部采用两排恒阻锚索、单体支柱抬棚及工字钢挡矸支护即能实现吊得住、撑得起、挡得好的目的。对于深部沿空留巷，直接顶泥岩碎涨严重，基本顶回转下沉剧烈，长期不能稳定，煤柱帮巷内原有支护与滞后加强支护受力很大，必须对所有支护体系进行升级——巷内原有支护采用锚索加强支护；滞后加强支护使用液压抬棚抑制直接顶碎涨；巷旁采用上下组合U型钢代替工字钢进行挡矸支护。

(2)深部中厚煤层切顶卸压沿空留巷技术适用于煤层不易自燃、瓦斯涌出量小、地质条件简单、采高小于3m、钻场泵坑少、顶板岩层结构较好的回采巷道。

(3)深部沿空留巷滞后工作面动压区影响范围较大，正常区段一般在0～200m，非正常区段达到了0～300m。液压抬棚回撤后留巷内各项监测数据未出现异常变化，验证了滞后加强支护方案的合理有效性。

(4)组合U型钢挡矸支护强弱结合保证沿空留巷帮成型——强化搭接长度、弱化卡缆扭矩。上下U型钢搭接长度由0.8m增加至1.4m，安装2排连接卡缆(巷高超过2.8m)可有效抵御动压区采空区矸石的侧向应力；限位卡缆扭矩减弱至80N·m左右，可充分发挥上节U型钢的下缩、让压作用。

通过现场实践和总结分析，后期沿空留巷效果明显好于初期。与常规留煤柱工作面相比，切顶卸压沿空留巷技术降低了万吨掘进率，增加了采出率，极大缓解了城郊煤矿采掘接替紧张问题。

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