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[摘 要]文章针对陕西陕煤澄合矿业有限公司百良旭升煤礦505综采工作面需要沿空留巷的实际情况,通过现场调研和理论分析的方法,结合预留巷道周围的地质条件,设计了切顶卸压顶板预裂爆破参数,提出了切顶卸压沿空留巷支护方案,并采用连续观测法对工作面回采期间巷道的围岩变形进行现场实测,分析得出了切顶卸压沿空留巷段矿压显现规律。
[关键词]切顶卸压;预裂爆破;沿空留巷;矿压规律
中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:1009-914X(2018)39-0102-02
1 切顶卸压沿空留巷设计方案
1.1 回采巷道围岩地质条件
百良旭升煤矿505综采工作面走向长706m,倾向长度142m,主采5#煤,直接顶为细粒砂岩,均厚2.85m;细粒砂质上部为4#煤,厚度为1.2-2.4m,均厚1.5m;4#煤上部为中细粒砂岩(老顶),厚度为2.0-10.0m,均厚6.0m;煤层底板为细至中粒石英砂岩,厚度为0.55-2.5m,均厚1.7m,坚硬,老底为粉砂岩,厚度为14.71-21.22m,均厚17m。
1.2 沿空留巷段补强支护方式
505综采工作面位于一采区西翼,东为采区大巷,西为大原头村煤柱,南北均为待掘工作面,工作面沿走向布置,试验在工作面轨道巷进行,原支护方式为锚网索支护,巷道设计规格为4.0×3.5 m,顶部布置6根Φ20×2200mm锚杆,三花布置Φ18.9×8300mm锚索,两帮各布置5根Φ20×2200mm锚杆。
100米试验段采用补设锚索、锚杆方式进行补强支护,共打设补强锚索125根,补强锚杆143根;锚索规格Φ21.8×9300mm,间距0.8m,靠煤壁帮单排打设。锚杆规格Φ20×2200mm;间排距1.4×1.4m,煤柱侧帮打设,打设位置在帮部中间,与巷道原支护呈五花眼布置。
1.3 试验巷道切顶卸压方案
1.3.1 切顶卸压预裂爆破孔参数
切顶方式采用深孔双向聚能爆破技术实现对顶板的定向切割,在回采工作面超前50m以外,在试验段轨道巷施工一排6-7.5米深钻孔,孔位距回采帮200mm,孔径50mm,孔间距700mm,倾角向采空区倾斜20°,试验段共施工148个爆破孔。
1.3.2 预裂爆破参数
装药长度1800mm,采用9节乳化炸药,炸药规格Φ32mm×200mm,雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管,每孔两发,连线方式采用孔内并联,孔外串联,爆破方式五孔为一组一次起爆。定向聚能管使用PVC管材,规格Φ40mm×4000mm,通过矿用切割机割宽度8mm对缝,实现定向聚能爆破。
1.3.3 试验分段进行
试验段全长100米,为保证试验数据科学合理性,特将100米试验分为3段,每段爆破孔深度及爆破装药方式进行细微调整。
1.4 留巷段支护方案
留巷段支护采用单体配合π型梁支护,排距0.6m,π型梁长2.4m,一梁三柱,棚距800mm。切顶帮采用密集单体、工字钢支护,钢筋网、双抗网挡矸,待工作面推采过70m后,回撤靠切顶帮侧单体,将单体替换为工字钢,工字钢排距0.6m,不回收。
1.5 矿压监测方案
1.5.1 表面位移观测
采用十字布点法,每隔十米布置一组测点,每天测量留巷段顶底板收敛、两帮移近量。
1.5.2 顶板深部位移检测
采用KJ216顶板离层监测分站,观测顶板离层量。
1.5.3 矿压监测
使用锚索、锚杆应力监测计对锚索、锚杆工作荷载进行观测。
2 试验实施过程
百良旭升煤矿切顶卸压沿空留巷试验自2016年8月开始实施至2016年11月底结束,期间历时4个月。9月19日前为基础工程实施期,期间施工切缝孔148个并爆破,布设测点12组,安装顶板离层仪4组,锚索、锚杆应力监测计9组;9月20日~11月底为试验观测期,每天安排专职测量人员记录数据。
3 切顶卸压沿空留巷矿压显现规律
3.1 顶底板移近量规律分析
沿空留巷矿压显现规律分析,根据沿空留巷岩层运动规律的不同,将留巷段顶底板岩层活动分为三个时期。
a前期活动期(超前支承压力影响)
随着工作面推采临近试验地点,留巷段受回采超前支承压力影响。工作面距离试验地点40米以外,留巷段顶板基本无下沉,底鼓量也基本无变化;工作面距离试验地点40~20米期间,顶板下沉、底板底鼓产生微小变化;工作面距离试验地点20~10米期间,变化增强;工作面推采距离试验点10米以内时,回采超前支承压力对留巷段顶板产生剧烈影响,留巷段顶底板变化明显。
b活动过渡期(工作面倾斜方向残余支承压力影响)
工作面推采至试验点时,支架的向前移动,其后方顶板岩层失去支撑,采空区直接顶垮落,岩层垮落后不足以充满采空区时,老顶上覆岩层的重量通过直接顶逐渐转移到巷旁煤体深部,使其出现应力集中,留巷段顶底板产生剧烈变化。
c后期活动期(后方采空区支承压力影响)
工作面推过试验点15米以后,随着矸石的逐渐压实并形成稳定结构,受采动因素的围岩应力重新分布,留巷段顶板受后方采空区支承压力影响逐渐减弱,顶底板变化趋于平稳,工作面推过试验点35米以后,顶底板变化趋于0。
3.2 两帮收敛量规律分析
沿空留巷段两帮收敛量规律与顶底板矿压显现规律相似,工作面距离试验点40米以外时,两帮收敛基本无变化,工作面从40米推采至试验点时,两帮收敛量逐渐加剧;工作面推过试验点时,受支架布置方式影响,支架窜入试验巷道1m左右,紧贴支架挡矸支护滞后,加之支架后窜矸严重,留巷巷道宽度急剧缩小至2.4米;受窜矸侧压影响,工作面推过试验点60米后,两帮收敛才趋于稳定。 3.3顶板深部位移规律分析
通过KJ216顶板离层监测仪数据分析,留巷段顶板深部位移在工作面推采至留巷段时发生剧烈变化,下沉量与顶板下沉观测数据一致。
3.4锚杆(索)受力规律分析
3.4.1锚杆受力分析
帮部锚杆前期受力出现持续增大状态,工作面推采至距离测点5米时,锚杆受力达到峰值27Mpa(148.5KN),工作面距离測点5米位置推采至推过测点8米位置,受直接顶破碎、垮落影响卸压,锚杆受力减小,工作面推过9米位置时,锚杆受力受老顶卸压影响突减至0MPa,推过25米后受力缓慢增加至2MPa稳定。
3.4.2锚索受力分析
顶部锚索受力随着工作面推进,逐步递增,工作面推采过测点4米时,锚索受力达到峰值27Mpa(148.5KN),后受老顶卸压影响数值突减至0,工作面推采过测点22米时,锚索受力又缓慢增加至2MPa后稳定。
4 试验期间遇到的问题
4.1留巷段宽度不足,挡矸效果不理想。
工作面推采过后,由于工作面排尾架布置于轨道巷中央位置,支架后挡矸支护困难(窜矸严重),切顶帮侧挡矸单体只能紧贴支架顶梁支设,拉架后,留巷宽度仅有2.4米~2.8米,与设计(4.0米)相差太远;加之工作面倾角较大,机尾低于机头15~20米,留巷段承受煤层顶板及矸石侧压大,导致切顶帮侧挡矸支柱从中部弯曲变形较多。
4.2挡矸工字钢支护施工不便。
原设计中切顶帮采用密集单体、工字钢支护,工作面推采过后,使用工字钢替换切顶帮单体,由于巷道高度不一,工字钢点柱规格需提前量取加工,施工不便,且受侧压后工字钢易弯曲变形。
4.3留巷段顶板出现开裂现象。
试验段进入505工作面超前20米时,留巷段顶板出现裂缝,长度10米左右,宽度2-3cm。
5 结论及展望
澄合矿业公司百良旭升煤矿505工作面切顶卸压沿空留巷试验,累计成巷100米,已经历老顶两次来压,采空侧顶板基本沿定向预裂爆破孔以大块体切落自动成巷,留巷断面:宽×高=2.4米×2.5米,试验基本达到预期效果,试验成功。
切顶卸压沿空留巷技术能够除临近工作面煤体上方应力集中,减小采掘比,提高生产效率,操作简单,造价低廉,且能实现煤柱回收,预防瓦斯突出等,与传统采煤模式相比有明显的优势,具有推广的价值。
[关键词]切顶卸压;预裂爆破;沿空留巷;矿压规律
中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:1009-914X(2018)39-0102-02
1 切顶卸压沿空留巷设计方案
1.1 回采巷道围岩地质条件
百良旭升煤矿505综采工作面走向长706m,倾向长度142m,主采5#煤,直接顶为细粒砂岩,均厚2.85m;细粒砂质上部为4#煤,厚度为1.2-2.4m,均厚1.5m;4#煤上部为中细粒砂岩(老顶),厚度为2.0-10.0m,均厚6.0m;煤层底板为细至中粒石英砂岩,厚度为0.55-2.5m,均厚1.7m,坚硬,老底为粉砂岩,厚度为14.71-21.22m,均厚17m。
1.2 沿空留巷段补强支护方式
505综采工作面位于一采区西翼,东为采区大巷,西为大原头村煤柱,南北均为待掘工作面,工作面沿走向布置,试验在工作面轨道巷进行,原支护方式为锚网索支护,巷道设计规格为4.0×3.5 m,顶部布置6根Φ20×2200mm锚杆,三花布置Φ18.9×8300mm锚索,两帮各布置5根Φ20×2200mm锚杆。
100米试验段采用补设锚索、锚杆方式进行补强支护,共打设补强锚索125根,补强锚杆143根;锚索规格Φ21.8×9300mm,间距0.8m,靠煤壁帮单排打设。锚杆规格Φ20×2200mm;间排距1.4×1.4m,煤柱侧帮打设,打设位置在帮部中间,与巷道原支护呈五花眼布置。
1.3 试验巷道切顶卸压方案
1.3.1 切顶卸压预裂爆破孔参数
切顶方式采用深孔双向聚能爆破技术实现对顶板的定向切割,在回采工作面超前50m以外,在试验段轨道巷施工一排6-7.5米深钻孔,孔位距回采帮200mm,孔径50mm,孔间距700mm,倾角向采空区倾斜20°,试验段共施工148个爆破孔。
1.3.2 预裂爆破参数
装药长度1800mm,采用9节乳化炸药,炸药规格Φ32mm×200mm,雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管,每孔两发,连线方式采用孔内并联,孔外串联,爆破方式五孔为一组一次起爆。定向聚能管使用PVC管材,规格Φ40mm×4000mm,通过矿用切割机割宽度8mm对缝,实现定向聚能爆破。
1.3.3 试验分段进行
试验段全长100米,为保证试验数据科学合理性,特将100米试验分为3段,每段爆破孔深度及爆破装药方式进行细微调整。
1.4 留巷段支护方案
留巷段支护采用单体配合π型梁支护,排距0.6m,π型梁长2.4m,一梁三柱,棚距800mm。切顶帮采用密集单体、工字钢支护,钢筋网、双抗网挡矸,待工作面推采过70m后,回撤靠切顶帮侧单体,将单体替换为工字钢,工字钢排距0.6m,不回收。
1.5 矿压监测方案
1.5.1 表面位移观测
采用十字布点法,每隔十米布置一组测点,每天测量留巷段顶底板收敛、两帮移近量。
1.5.2 顶板深部位移检测
采用KJ216顶板离层监测分站,观测顶板离层量。
1.5.3 矿压监测
使用锚索、锚杆应力监测计对锚索、锚杆工作荷载进行观测。
2 试验实施过程
百良旭升煤矿切顶卸压沿空留巷试验自2016年8月开始实施至2016年11月底结束,期间历时4个月。9月19日前为基础工程实施期,期间施工切缝孔148个并爆破,布设测点12组,安装顶板离层仪4组,锚索、锚杆应力监测计9组;9月20日~11月底为试验观测期,每天安排专职测量人员记录数据。
3 切顶卸压沿空留巷矿压显现规律
3.1 顶底板移近量规律分析
沿空留巷矿压显现规律分析,根据沿空留巷岩层运动规律的不同,将留巷段顶底板岩层活动分为三个时期。
a前期活动期(超前支承压力影响)
随着工作面推采临近试验地点,留巷段受回采超前支承压力影响。工作面距离试验地点40米以外,留巷段顶板基本无下沉,底鼓量也基本无变化;工作面距离试验地点40~20米期间,顶板下沉、底板底鼓产生微小变化;工作面距离试验地点20~10米期间,变化增强;工作面推采距离试验点10米以内时,回采超前支承压力对留巷段顶板产生剧烈影响,留巷段顶底板变化明显。
b活动过渡期(工作面倾斜方向残余支承压力影响)
工作面推采至试验点时,支架的向前移动,其后方顶板岩层失去支撑,采空区直接顶垮落,岩层垮落后不足以充满采空区时,老顶上覆岩层的重量通过直接顶逐渐转移到巷旁煤体深部,使其出现应力集中,留巷段顶底板产生剧烈变化。
c后期活动期(后方采空区支承压力影响)
工作面推过试验点15米以后,随着矸石的逐渐压实并形成稳定结构,受采动因素的围岩应力重新分布,留巷段顶板受后方采空区支承压力影响逐渐减弱,顶底板变化趋于平稳,工作面推过试验点35米以后,顶底板变化趋于0。
3.2 两帮收敛量规律分析
沿空留巷段两帮收敛量规律与顶底板矿压显现规律相似,工作面距离试验点40米以外时,两帮收敛基本无变化,工作面从40米推采至试验点时,两帮收敛量逐渐加剧;工作面推过试验点时,受支架布置方式影响,支架窜入试验巷道1m左右,紧贴支架挡矸支护滞后,加之支架后窜矸严重,留巷巷道宽度急剧缩小至2.4米;受窜矸侧压影响,工作面推过试验点60米后,两帮收敛才趋于稳定。 3.3顶板深部位移规律分析
通过KJ216顶板离层监测仪数据分析,留巷段顶板深部位移在工作面推采至留巷段时发生剧烈变化,下沉量与顶板下沉观测数据一致。
3.4锚杆(索)受力规律分析
3.4.1锚杆受力分析
帮部锚杆前期受力出现持续增大状态,工作面推采至距离测点5米时,锚杆受力达到峰值27Mpa(148.5KN),工作面距离測点5米位置推采至推过测点8米位置,受直接顶破碎、垮落影响卸压,锚杆受力减小,工作面推过9米位置时,锚杆受力受老顶卸压影响突减至0MPa,推过25米后受力缓慢增加至2MPa稳定。
3.4.2锚索受力分析
顶部锚索受力随着工作面推进,逐步递增,工作面推采过测点4米时,锚索受力达到峰值27Mpa(148.5KN),后受老顶卸压影响数值突减至0,工作面推采过测点22米时,锚索受力又缓慢增加至2MPa后稳定。
4 试验期间遇到的问题
4.1留巷段宽度不足,挡矸效果不理想。
工作面推采过后,由于工作面排尾架布置于轨道巷中央位置,支架后挡矸支护困难(窜矸严重),切顶帮侧挡矸单体只能紧贴支架顶梁支设,拉架后,留巷宽度仅有2.4米~2.8米,与设计(4.0米)相差太远;加之工作面倾角较大,机尾低于机头15~20米,留巷段承受煤层顶板及矸石侧压大,导致切顶帮侧挡矸支柱从中部弯曲变形较多。
4.2挡矸工字钢支护施工不便。
原设计中切顶帮采用密集单体、工字钢支护,工作面推采过后,使用工字钢替换切顶帮单体,由于巷道高度不一,工字钢点柱规格需提前量取加工,施工不便,且受侧压后工字钢易弯曲变形。
4.3留巷段顶板出现开裂现象。
试验段进入505工作面超前20米时,留巷段顶板出现裂缝,长度10米左右,宽度2-3cm。
5 结论及展望
澄合矿业公司百良旭升煤矿505工作面切顶卸压沿空留巷试验,累计成巷100米,已经历老顶两次来压,采空侧顶板基本沿定向预裂爆破孔以大块体切落自动成巷,留巷断面:宽×高=2.4米×2.5米,试验基本达到预期效果,试验成功。
切顶卸压沿空留巷技术能够除临近工作面煤体上方应力集中,减小采掘比,提高生产效率,操作简单,造价低廉,且能实现煤柱回收,预防瓦斯突出等,与传统采煤模式相比有明显的优势,具有推广的价值。