Developing of the evaluation of water inrush risk from coal seam floor
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摘要:
回顾了煤层底板突水危险性评价的发展历程,提出其危险性评价的体系:指标(指标体系的建立)—方法(评价方法的选取)—工具(处理工具的革新),并对3个环节进行总结。指出指标体系的发展不再是因素集的扩充,而是因素与因素之间非线性关系的处理以及对以开采条件及地质条件为两大基本要素集的化繁为简;将现有方法依据处理数据的逻辑分为3类:以数据的基础信息为基准,将原始数据对评价对象所产生的大小、高低、优劣性影响进行考量、排序及综合形成评价结果的第一类方法;对数据列进行人工评判、加工分析、拓展和延伸,挖掘数据的潜在信息,并形成最终评价结果的第2类方法;整理具有相同指标的数据集,通过数据信息处理技术发现数据间的共有信息,从而获得最终评价结果的第3类方法。指出未来评价方法的发展方向一方面是对突水系数法的传承,修正其在厚、巨厚、极薄隔水层的不良表现,另一方面是对机器学习新型方法的创新,对其本身及组合模型进行开发与应用。 提出了处理工具所需实现的三大目标:矿井立体化模型的建立、评价结果的动态化演示、“定位、定量、定概率”三定指标的实现。分别探讨了三者面临的问题并阐述具体解决手段。在上述基础上,总体阐明了煤层底板突水危险性评价体系各环节的研究展望。
Abstract:Reviews the development process of the evaluation of water inrush risk from coal seam floor. Then the system of risk evaluation is put forward: indexes (establishment of index system), methods (selection of evaluation methods) and tools (innovation of handling tools), and the three steps are summarized. The study indicates that the development of index system is no longer the expansion of factor sets, but the treatment of non-linear relationship among factors, as well as the simplification of the two basic factor sets: mining and geological conditions. The existing methods are divided into three categories according to the logic of data processing. Based on the basic information of the data, the first type is to consider, sort, and synthesize three effects of the original data on the evaluated object: size, height, advantages and disadvantages, thus forming the evaluation result. The second type includes assessment, analysis, expansion and extension of the data, then the potential information is discovered to form the final result. The third type is to organize data sets with the same indexes, and find common information among data through related processing technology to obtain the result. The development direction of future evaluation methods covers two aspects. On the one hand, it aims to inherit the water inrush coefficient method and improve its poor performance in thick, extremely thick, and extremely thin water-resisting layers. On the other hand, it aims to innovate new methods of machine learning, then develop and apply them and their combined models. Besides,three goals that the processing tool needs to achieve are proposed:build a three-dimensional model of a mine,the realization of dynamic demonstration,positioning,quantitation and probability.The problems faced by the three parts are discussed and specific solutions are elaborated.On the basis of the above,the research prospect of all links of water inrush risk evoluation system from coal seam is globally clarified.
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0. 引 言
我国能源消耗巨大,煤炭开采担负着艰巨的任务,多数回采工作面采用留煤柱的方式进行维护,资源损失严重。无煤柱护巷技术不仅提高了煤炭资源采出率,而且可以减少巷道的掘进量,该技术取消了区段煤柱的留设,在缓解采掘接替矛盾、消除巷道上隅角瓦斯聚集、实现Y型通风、提高煤炭开采的经济效益和社会效益等方面具有显著优势[1-3]。
沿空留巷技术自20世纪50年代在我国研究使用以来,一直是煤炭绿色高效开采的重要技术发展方向。不同于普通的回采巷道,沿空巷道受掘进和两次采动影响,围岩破碎严重,巷道变形量大,这也决定了巷旁支护体在设置初期必须具有足够的强度来支撑和切断采空区侧部分顶板,且需要具有一定的可缩性来逐步适应巷内顶板的下沉,此外还应具有良好的密闭性,隔绝采空区的有毒有害气体。基于这三大特性,我国沿空留巷的巷旁支护体从最初支撑力低、可缩量小、密闭性差的木垛、矸石垛、密集支柱等发展为现在普遍使用的混凝土浇筑墙体和混凝土预制块体技术[4],基本解决了巷旁支护体因强度不足、可缩性和密闭性差而导致留巷失败的问题。如果说巷旁支护是留巷成功的关键,那么巷内支护则是保证安全回采的前提,沿空留巷的巷内支护材料应具有高强度、大延伸率的特性才能够适用于围岩大变形的特点,我国的沿空留巷巷内支护技术从支护强度低、消耗量大的木材、石材、金属支架等被动承载支护方式发展为了具有高强度、高刚度、高预应力、大延伸率的锚杆(索)主动支护技术,并辅以巷内补强支护来支撑和平衡上覆岩层的剧烈活动,极大提高了围岩承载能力,保持了顶板的完整与稳定性,改善了巷内围岩变形破碎的状况。理论指导生产实践,围绕巷旁支护体的力学性能、变形特征及其与围岩的相互作用关系;锚杆支护理论与作用模式以及采场上覆岩层的活动规律,众多学者通过数学、力学、计算机模拟、现场测试等方法展开了大量的研究,得到了巷道、围岩与支护体之间相互作用关系的基本规律,对工程现场安全开采起到了重要的指导作用[5-7]。
目前,我国学者在沿空留巷相关理论与技术研究方面做了大量的工作,取得了长足的进步。在一些条件较好的煤层中已得到应用推广,技术体系和装备也逐渐完善。但随着煤层采高、采深的增加以及巷道断面和推采速度的加大,在一些条件复杂的煤层中,沿空留巷技术仍存在一些技术难题与科学问题。在我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[1]的基础上,笔者总结了21世纪以来我国沿空留巷技术在巷旁支护技术、巷内支护技术以及相关理论研究等方面的进一步发展,介绍了巷旁支护新理论、设计方法;巷内支护材料与构件、支护方式与工艺以及在巷道围岩控制领域取得的研究成果,阐述了无巷旁充填切顶卸压沿空留巷新技术;指出了当前我国沿空留巷存在的技术难题与科学问题,并对今后沿空留巷技术的发展提出建议。
1. 近20年来我国沿空留巷支护技术的发展
1.1 巷旁充填沿空留巷支护技术
1.1.1 巷旁支护技术
沿空巷道要受到掘进和两次采动动压影响,顶板岩层活动剧烈,矿山压力显现强烈,巷道围岩变形严重。我国大多数采用沿空留巷的矿井都要设置巷旁支护[8]。有效的巷旁支护不仅可以控制顶板的下沉,缩短构筑时间,以适应工作面的快速推进,维持巷道的正常使用,还要在控制成本的同时保证密闭性、防漏风、防止有害气体等。因此,留巷成功的关键是巷旁支护[9]。根据沿空留巷巷旁施工工艺,可将巷旁充填体分为混凝土浇筑实体墙和混凝土预制块组装墙2大类,根据充填材料的差异,又可将混凝土浇筑实体墙分为膏体充填材料和高水速凝材料,而根据浇筑模板的不同又分为了刚性模板和柔性模板两类。混凝土预制块组装墙则根据其规格和排列方式,分为了空心墙和实心墙2类,如图1所示。我国沿空留巷的巷旁支护由最初强度较低、可缩性和密闭性较差的矸石墙、密集支柱、木垛、矸石带逐步发展为了高水充填、膏体充填、混凝土充填等多种形式的巷旁充填支护结构,基本解决了因充填材料的缺陷而导致留巷失败的问题。
21世纪以来,随着材料科学的发展,巷旁充填体根据其不同的材料配比和设计结构而呈现出多种多样。根据地质条件的差异性,选用不同的材料配比和支护结构以适应矿山压力,对顶板岩层起到较好的切断、支撑和平衡作用,从而确保留巷效果。
2002年,张东升等[10]采用水灰比为2∶1的ZKD型高水速凝袋装净浆材料作为巷旁充填体,并配合空间锚栓加固网对充填体进行加固,提高了充填体的支护强度和抗变形能力,增强了整体的支护性能,在常村煤矿S2-6综放工作面进行了工业性试验,取得了良好的支护效果。实验室条件下测得,高水速凝材料具有显著的塑性特征,当载荷达到峰值强度后,其承载能力逐渐下降,但未立即完全破坏,仍具有较高的残余强度,这种特性有助于充填体适应基本顶的活动规律,基于此,高水材料充填也被广泛用作为不同条件的薄及中厚煤层和部分条件较好的厚煤层沿空留巷巷旁充填体[11],解决了因木垛支护导致的材料消耗高、隔绝效果差和劳动强度大等问题,如高河煤矿采用高水材料充填墩柱后,有效控制了围岩变形,利于风排瓦斯且成本相对较低,效果明显优于木垛支护[12]。
2004年,柏建彪教授[11]在平煤戊8-22180工作面采用胶结料与矸石加水搅拌而形成的膏体充填材料,其中矸石占固体材料总重的85%以上,经高压泵送至工作面后方模板构筑的充填空间内,凝结后形成充填支护体。相比于高水速凝材料,膏体充填能利用大量废弃矸石,显著降低了充填成本。
2006年,山东太平煤矿以水砂为主要材料,建成了我国首个沿空留巷膏体充填系统,将采出率提高到90%以上。随后在济宁岱庄煤矿建成了泵送压力更大、输送能力更强的膏体充填系统,在提高煤炭采出率、延长矿井服务年限的基础上,还解决了岱庄煤矿及济北矿区不迁村的难题[13-14]。
2007年,王晓利[15]采用透水不透浆的高强度的纤维柔性模板替代刚性模板,并将混凝土混合物泵送至柔性模板中,从而在巷道边缘形成一道柔模墙体作为巷旁支护。该支护体结构简单,尺寸可按要求制作,(图2所示为双模3.0 m×1.0 m×2.1 m的柔模混凝土墙)墙体上设置锚栓,施工安装方便,此外还具有强度高、费用低、重量轻等优点。柔模混凝土充填体为沿空留巷无煤柱开采提供了新的巷旁支护方法,在多个矿井得到推广应用[16-17]。在此基础上,杨俊彩等[18]、陈金宇等[19]对柔模墙体的变形破坏特征以及墙体与围岩之间的相互作用关系做了细致的研究。此外,谷丽东[20]研制了柔模沿空留巷端头支架和挡杆支架,并应用于神东矿区上湾煤矿12上309综采工作面,提高了综采自动化程度和工作面推采速度,降低了工人劳动强度。柔模支护作为沿空留巷巷旁支护的新技术,不仅具有较高的承压强度来切断和支撑采空区侧部分顶板,而且有较好的可缩性来适应顶板的变形,密闭性好,留巷费用低,技术经济优势显著,是沿空留巷巷旁支护的发展方向之一。
2008年,以袁亮院士为代表的诸多学者针对淮南矿区高瓦斯、高地应力、低透气性煤层群的特点,提出并创新了留巷钻孔法无煤柱煤与瓦斯共采技术[21-23],即煤层开采后,将上工作面采空区侧重新支护形成沿空巷道,作为下工作面回风巷,运输巷作为主进风巷,材料巷作为辅助进风巷,工作面回风由沿空巷道经边界回风巷或回风石门流出,建立沿空留巷“Y”型通风系统。有效解决了工作面上隅角瓦斯积聚的问题,较好地实现了工作面“Y”型通风,取得了瓦斯治理技术的重大突破,解决了多年来矿井瓦斯治理的难题[24]。
2010年,唐新建等[25]用普通混凝土作为巷旁充填体,混凝土两侧采用单体液压支柱作为临时支护,结合巷内锚、网、索联合支护以及采空区侧用锚索加强支护的护巷方式作为沿空留巷支护体系。该技术的关键在于控制直接顶,使其与基本顶同步运动,避免混凝土受压过早,为混凝土提供足够的初凝时间,充分弥补了普通混凝土初凝时间长、初期强度低的缺点,能有效控制顶板岩层的活动,从而达到沿空巷道支护所需的强度。
2012年,张高展等[26]以水泥和粉煤灰为胶凝材料,混以碎石和专用外加剂加水形成的膏体状材料作为巷旁充填体。粉煤灰的加入,不仅利用了大量的工业废料,还可以降低这种充填材料的平均弹性模量,增大其适应变形的能力,在充填体适应巷内顶板下沉的材料制备方面提供了新的思路与方法。矸石充填能利用大量废弃矸石,在降低充填成本的同时减少对环境的污染。成云海等[27]将粒径小于20 mm的煤矸石装袋后压缩为长×宽×高=450 mm×450 mm×150 mm左右的袋装矸石作为巷旁充填体。矸石袋具有一定的柔性,能够很好地切断直接顶,为矸石充填留巷提供了新的方法。叶根喜等[28]则通过材料配比设计了尺寸为0.4 m×0.2 m×0.2 m的矸石砖,采用连锁式结构交错垒砌,通过钢筋连接而形成矸石充填墙体,砖缝间用黄泥和水泥浆进行密封,以此隔绝采空区。混以煤矸石、粉煤灰等废料作为巷旁支护体,不仅解决了废料外排造成的环境污染问题,也是实现煤炭绿色开采的新构思。
2013年,贾民等[29]基于济宁二号煤矿93上03工作面轨顺(属于深部中厚煤层开采),采用混凝土浇筑的方法实现沿空留巷,混凝土在护墙掩体支架的支护下,通过管路泵送注入预制的模盒内,形成混凝土浇筑实体墙作为巷旁支护,从而达到留巷目的。在混凝土充填的基础上,黄万朋等[30]于2015年提出了“钢管混凝土支柱+柔性垫层”的新型巷旁支护结构,即在采空区边缘垒砌一层矸石墙,并作喷浆处理,以隔绝采空区,紧贴矸石墙支设空钢管支柱,支柱上端用矸石袋或木垫块作为柔性垫层充填接顶,最后对空钢管支柱进行混凝土注浆,形成钢管混凝土支柱的巷旁支护结构,如图3所示。该支护结构刚柔并济,能对围岩适度让压,尤其适用于深部高应力状态下的沿空留巷。
2017年,贾民等[31]针对性地提出了“超前立柱式”沿空留巷技术,在掘巷初期就将预留巷道扩刷加宽,待回采时,超前工作面在加宽巷道中安设1排立柱,柱可选用混凝土柱、高水材料柱、钢管砂石柱等,柱间采用“钢丝网+风筒布+喷浆”的形式来隔绝采空区并形成通风系统。超前立柱式巷旁支护承载力大,对切断、支撑和控制顶板的效果较好,但扩刷巷道并加大支护断面成本过高,限制了其推广应用。次年,郭东明等[32]提出了“墩柱式沿空留巷巷旁支护结构”,超前工作面30 m安设间隔为1 m的墩柱,墩柱由2节长2 000 mm的无缝空心钢管嵌套而成,其内部充填一定比例的砂石散体材料,注料完毕后挂网喷浆,以隔绝采空区。墩柱承压大,具有一定的柔性,既能保证前期切顶,又能满足后期支护的要求。相比于“超前立柱式”支护体,“墩柱式”巷旁支护结构无需刷扩巷道和加大支护断面,成本相对较低。超前柱式巷旁支护解决了常规巷旁充填体施工系统较为复杂和构筑时间长的问题,实现了工作面的快速高效推采。2022年,王军等[33]对钢管混凝土支柱的结构和受力深入分析,提出并设计了“顶升可缩式钢管混凝土支柱”的巷旁支护技术与工艺,采用挡风帘+网喷层来隔离采空区。该型支柱具有顶升初撑效果好、增阻变形能力强、支护承载力高等特点,能够维持沿空巷道的长期稳定。
目前,沿空留巷巷旁支护体在其材料、支护性能和施工工艺等方面有了很大的提高,在一些浅部和条件较好的深部沿空留巷中已取得了良好的应用效果,并有了诸多留巷成功的案例。但在一些条件复杂的深部沿空留巷中,由于充填体本身处于“三高”环境当中,加之复杂的开采地质条件,巷旁支护在其材料、充填工艺、构筑时效性等方面仍值得进一步研究,以加大其推广应用范围。
1.1.2 巷内支护技术
巷内支护是保证安全回采的前提,包括巷内基本支护和巷内补强支护。我国沿空留巷巷内基本支护由最初的工字钢、U型钢等被动承载方式发展到了以锚杆(索)为代表的主动支护体系,确保了实体煤帮及顶板的稳定性与完整性,减轻了关键块回转对巷道的破坏[35]。2005年,国内科研团队通过对锚杆材料、形状几何、锚固剂、托盘、钢带等的优化升级,开发出了高预应力、强力锚杆支护技术,并配有相应的锚杆钻机,真正实现了锚杆的及时主动支护,使得巷内围岩变形和破坏大幅减小,巷内支护状况发生了质的变化[36]。2009年,“煤巷锚杆支护技术规范”行业标准发布,象征着锚杆支护技术逐步成熟,巷内支护也形成了一套完整的技术体系,锚杆(索)支护已经成为沿空留巷巷内首选的、安全高效的主要支护方式。
受两次采动影响,沿空巷道围岩变形剧烈,塑性区范围大,单一地采用巷内基本支护难以控制围岩大变形。因此,除基本支护外,需辅以巷内补强支护。通常在工作面后方一定范围内的沿空巷道内采用高阻让压的单体液压支柱加强顶底板支护,通过单体液压支柱有效支撑顶底板,减小顶板回转、下沉和巷道底鼓,保持巷道围岩稳定。补强支护的目的有2个:①是在工作面超前支承压力作用下减少巷道围岩的变形量,使留巷断面满足安全生产要求;②是尽量降低待充空间及其周边顶板岩层的下沉,保证巷旁充填体达到设计高度,待上覆岩层稳定后,再撤除补强支护。
1)有巷旁充填沿空留巷巷内支护。文献[34]将沿空留巷围岩变形分为了一次采动影响阶段、留巷稳定阶段和二次回采超前影响3个阶段。在一次采动影响阶段,受基本顶回转下沉的影响,巷内围岩加速变形。因此,决定了支护体在具有较大承载能力和较高的强度、刚度的同时也具有较大的延伸率,从而保持围岩的稳定性与完整性,减小支护体本身所受的载荷,阻止且适应围岩的进一步大变形。采用加长锚固方式的高预紧力、高强度、大延伸率锚杆支护作为巷内基本支护,能够保证支护体系具有高强度和高刚度,使围岩处于受压状态,限制其进一步向深处延伸破坏。在一次采动和二次采动期间,由于巷道受到强动压影响,单一的巷内基本支护难以控制巷道的稳定,必须辅以巷内加强支护来适应、支撑和平衡上覆岩层的剧烈活动,为实体煤帮和充填体分担一部分载荷,这样有利于顶板、实体煤帮和充填体的共同稳定,使得顶板—实体煤—巷旁充填体—巷内补强支护共同受力,形成一个稳定的承载体系。
由于沿空巷道围岩破裂、塑性区破碎严重,除了采用表面支护和锚固支护的方式来控制围岩外,一般还可以通过巷道围岩改性和巷道围岩卸压技术来控制其变形,巷内常见支护形式及各控制原理如图4所示。围岩改性技术主要指注浆加固,近年来,注浆加固技术愈发成熟,注浆材料也由早期的石灰、水泥和黏土发展为了无机、有机复合型材料,并适量地加入外加剂,提高了浆液的渗透性。为提高注浆效果和降低材料成本,研发了又如硅酸盐改性聚氨酯和微纳米无机有机复合注浆材料等新型注浆材料。围岩卸压方法包括巷道布置法、沿空掘巷法等;人工卸压法包括在围岩中切缝、钻孔、爆破、掘卸压巷及水力压裂等,均是为了转移或降低围岩浅部的高应力。
2)无巷旁充填沿空留巷巷内支护。无巷旁充填沿空留巷技术取消了巷旁充填体的构筑,通常需要在巷内支护和巷旁切顶2方面协调配合才能实现沿空留巷[37],除上述提到的高强度、高刚度、高预紧力、大延伸率的巷内锚杆(索)支护外,2010年,何满潮院士基于“无煤柱切顶自成巷技术”,采用理想的弹塑性材料,配套地研发了强度更高的恒阻大变形锚杆(索)。经过不断优化升级,这种锚杆(索)能够提供最大350 kN的恒阻力和1 000 mm的伸量[38]。它能随着围岩的变形而持续变形,达到阈值时,其内部的恒阻装置开始吸收围岩变形产生的能量,最终保持较高的支护阻力,并使围岩达到稳定状态,利于提高巷道顶板的完整性和破碎围岩的自承能力,实现锚索与破碎围岩的共同受力[39],被广泛用于无巷旁充填切顶卸压沿空留巷当中[40]。
目前,我国多数沿空巷道采用单体支柱作为补强支护体,部分埋深较深、条件较差的工作面也采用单体挑棚+垛式支架联合支护,以减弱采动带来的超前支承压力的影响。图5所示为淮南丁集煤矿1462(1)轨道巷切顶留巷所采用的ZQ4000/20.6/45型垛式支架,该支架具有4 000 KN的工作阻力,能够提供0.41 MPa的支护强度,配合4排单体支柱作为巷内补强支护,实现深井沿空留巷。
巷旁支护和巷内支护共同决定着留巷的成功与否。表1统计了随着开采深度的增大,我国部分沿空巷道支护形式所发生的变化及其留巷效果。巷旁支护由低强度、可缩性差的木垛、密集支柱、矸石垛、混凝土砌块发展到具有高强度、高适应性的膏体充填材料、柔膜复合材料等,基本解决了巷旁支护体强度不足以及采空区密封性差等问题。巷内支护由工字钢、U型钢等被动承载方式发展为高预紧力的锚杆、锚索和恒阻大变形锚索的及时主动支护,从单一锚杆群支护发展到锚杆(索)联合支护,普遍辅以单体液压支柱补强支护,实现了对巷道围岩的有效控制[41]。
表 1 我国部分矿井沿空留巷支护形式及围岩变形情况Table 1. Support form and surrounding rock deformation of gob-side entry retaining in some mines in China序号 矿井及
工作面埋深/m 采高/m 直接顶岩性 巷旁支护形式 巷内基本支护形式 巷内补强支护形式 围岩(充填体)变形量 1 康城煤矿
127采区100 4.20 粉砂岩及炭质页岩 采用三排密集木
支柱支护锚(杆)索网梯子梁联合支护,锚索加固巷帮及
顶板木支柱超前及滞后加强支护 巷道两帮最大位移达到506 mm 2 柳家庄煤矿4211
工作面240 3.50 砂质泥岩
3.5 m高水充填3 m×3.5 m;且预埋ø22 mm的
对拉锚杆巷内顶板采用螺纹钢金属锚杆+锚索+钢带+金属网支护 滞后
工作面120 m,一梁四柱,超前补打锚杆顶底板移近量443 mm
巷帮移近量644 mm3 长城煤矿 245 1.80 石灰岩
2.0 m矸石充填2 m×2 m 顶板高锚杆配M型钢带护顶,两帮高强锚杆配W型钢托盘护帮 在巷内正中顶板补打一根补强锚索 顶板下沉量为110~146 mm,留巷断面最大收缩率为17% 4 九里山矿24021
工作面350 6.40 炭质泥岩
0.45 m高水充填3 m×3 m 巷内采用高强预应力
锚杆— 顶板下沉237 mm,两帮203 mm 5 沁源沁新矿3207
工作面358 1.60 炭质泥岩及细砂岩
4.4 m高水速凝材料机械化
充填2 m×2 m顶板锚网索联合支护,帮部锚杆+金属网支护 工作面前方30 m,后方100 m及第二个
工作面后方40 m补强锚杆支护顶底板移近量212 mm,两帮移近量160 mm 6 董东煤矿50107
工作面390 3.40 砂质泥岩
1.23 m切顶自成巷,设置
曲线挡矸柱锚杆+锚索联合支护 单体支柱补强支护 — 7 赵官煤矿1705
工作面415 1.50 — 矸石带充填2 m×1.5 m并设置一排单体点柱 巷内顶板用锚杆、锚索和工字钢梁桁架联合
支护工作面前方30 m单体支柱加强支护,后方采用双排支柱加强支护 巷道中心最大下沉值为270 mm,煤体侧最大下沉值225 mm 8 东荣二矿 440 2.65 粉砂岩 混凝土充填1.7 m×2.8 m 锚网索联合支护 单体液压支柱补强支护 顶底板移近量446 mm 9 沙曲矿24202
工作面471 2.56 细砂岩
0.8 m混凝土砌块0.8 m×0.18 m×0.12 m 锚网索联合支护 单体液压支柱加强支护 顶底板移近量597 mm
巷帮移近量665 mm10 金刚煤矿3117
工作面546 2.10 泥岩
2.5 m普通混凝土巷旁充填,两侧单体支柱临时支护 锚网索配钢筋梯支护 单体液压支柱超前及
滞后
工作面加强支护顶板移近量260 mm,充填体稳定, 表面局部有微小裂缝 11 新庄孜煤矿66110
工作面550 0.50 砂质泥岩
4.3 m— 高强预紧力锚杆配合W钢护板和钢筋网护帮 — 顶底板移近量326 mm,巷帮移近量447 mm 12 花园煤矿1312
工作面575 2.50 中粒砂岩 矸石袋垒砌充填
3 m×2.5 m锚网梯子梁联合支护 锚索+槽钢补强支护 顶底板移近量87 mm,巷帮移近量46 mm 13 梨树邱煤矿 600 3.00 粗砂岩
0.3 m矸石袋垒砌充填
3 m×3 m锚网索+钢带联合支护 单体支柱补强支护 — 14 花园煤矿1316
工作面650 2.50 细砂岩6 m 粒径不大于50 mm的矸石垒砌充填,宽3.0 m 顶板锚索+槽钢支护,巷帮锚杆+网、钢筋梯和
钢带— 两帮移近量157 mm后巷道变形趋于稳定 15 左则沟煤矿2202
工作面670 1.60 细砂岩
6 m高水充填,注浆锚索加固,外侧采取单体柱+圆木+护网等挡矸
措施巷道顶板、实体煤帮补打长锚索 采用对穿锚栓配合钢筋梯子梁加固巷旁高水材料充填墙体 顶底板移近量311 mm,巷帮移近量329 mm 16 谢家集一矿
5121B10
工作面700 1.40 泥质砂岩
1.6 m膏体充填 高预应力、强力锚杆锚索支护系统 单体支柱配顶梁及专门设计的加强支护液压
支架巷道围岩位移总体较小,部分地段底鼓明显 17 贺西煤矿3302(2)
工作面737 2.70 砂质泥岩
1.2 m柔模墙体 高预应力锚索辅以锚杆主动支护煤帮采用预应力锚杆索主动支护 双排非对称高阻力单体支柱加强支护 顶底板移近量476 mm,巷帮移近量210 mm 18 顾桥煤矿1115(1)
工作面780 2.90 复合顶板 高水充填2.2 m×2.6 m
注浆锚杆加固高预应力高强度锚杆+锚索网联合支护 自移式支架补强支护,滞后
工作面70 m顶底板移近量420 mm,巷帮移近量380 mm 19 望峰岗煤矿
5121B10
工作面783 1.50 细砂岩
2.0 m高水速凝材料 锚网索联合支护 — 顶底板移近量218 mm,巷帮移近量176 mm 20 发耳煤矿31004
工作面896 1.80 粉砂质泥岩
3.1 m预制混凝土砌块,
用砂浆充填砌
块间的缝隙巷内采用锚杆+锚索+梯子梁+金属网支护 锚索对顶板加固,在砌块墙体与顶板之间铺设柔性让压层 平均底鼓量为162.3 mm 21 朱集东矿1121(1)
工作面900 1.80 泥岩
4.5 m膏体充填3.0 m×1.8 m 顶板高强锚杆锚索+钢带,两帮采用锚杆+钢带、金属网护表 工作面超前200 m锚索梁+注浆加固,超前50 m滞后200 m单体临时支护 顶板下沉最大450 mm,底鼓最大2 500 mm,帮部挤出2 500 mm 22 朱集矿1111(1)
工作面910 1.26 泥岩
9.9 m高水充填3.8 m×3 m 巷内顶板锚索梁支护,巷帮高强锚杆支护 — 顶板下沉235 mm,底鼓量1 215 mm 23 新巨龙2305S-2
工作面947 3.06 — 矸石袋垒设隔离墙+
钢管混凝土立柱顶板和上帮用锚杆+W钢带+钢筋网支护,下帮用锚杆+锚带+塑料网支护 留巷前期用高预应力锚索加强支护;留巷后期增设两排注浆锚索 矸石墙体变形微小,顶板及两帮收敛量小,但底鼓严重 24 塘口煤矿9903
工作面1 152 3.60 细砂岩
3.05 m胶结充填,单体支柱和木支柱背木板构筑封闭空间 顶板采用锚杆索联合铺网进行支护 单体支柱+木柱进行
护帮顶底板移近量300 mm,巷帮移近量230 mm 1.2 无巷旁充填切顶卸压沿空留巷技术
无煤柱开采取消了区段煤柱的留设,往往造成巷道围岩大变形,易发生冒顶、冲击地压以及煤与瓦斯突出等地质灾害。2008年,何满潮院士基于“切顶短壁梁”理论,提出了“切顶卸压自成巷无煤柱开采技术”,利用顶板定向切缝技术,将“长悬臂梁”结构变为了“短悬臂梁”结构,切断部分采空区顶板与巷道顶板之间的联系,削弱巷道上方力的传递。其技术原理为超前工作面顶板实施预裂爆破,并沿采空区一侧切顶,在工作面周期来压的作用下形成对上位岩层的支撑结构,控制基本顶的回转下沉和变形,而切落的顶板在挡矸墙的阻挡下自动形成巷帮,隔绝采空区,从而保留上区段的运输平巷作为下区段开采的回风平巷,实现无巷旁充填沿空留巷。如图6所示,与常规有巷旁充填沿空留巷相比,无巷旁充填切顶卸压沿空留巷取消了巷旁充填体,其核心在于使用系列关键技术和装备,实现在工作面推进过程当中利用岩石的碎胀性在不保留煤柱且不采用巷旁充填体的情况下自动形成回采巷道,需在工作面后方设置挡矸面,用来隔绝采空区。巷内则采用高强度的恒阻大变形锚索进行支护。该技术在消除邻近工作面煤体的应力集中、避免冲击地压和瓦斯突出、提高生产效率等方面效果显著,并于2010年首次应用于川煤集团白胶煤矿2442工作面,取得了良好的效果[41]。自此,无巷旁充填切顶卸压沿空留巷技术被广泛应用于条件适宜的无煤柱开采工作面当中。
目前,国内矿井大多采用水力压裂技术和爆破预裂技术进行切顶。2种方式均是对煤层顶板稳定性和整体性进行破坏而缩短初次来压步距。相比于水力压裂,爆破预裂技术较为成熟,工序简单,能够较好控制裂隙的走向,但其对生产环境、安全具有一定的影响,在一些高瓦斯矿井难以适用。切顶后,顶板由旋转下沉挤压留巷围岩变为平行下沉,能较好保持留巷围岩结构的完整性和稳定性[42-43]。巷内多采用具有“恒阻吸能﹑以柔克刚”的恒阻大变形锚杆(索)支护。不同于普通的锚杆(索),恒阻大变形锚杆(索)具有“高预紧力﹑高阻力﹑高延伸量”的特点,在保持较高恒定工作阻力的同时产生让位卸压,允许围岩体产生一定的位移,从而在恒阻拉伸范围内将深部岩体转变成理想塑性材料,能够更好适应围岩大变形[44],其工作原理如图7所示。而取消的巷旁充填体则由高强度的挡矸墙代替,既降低了充填成本,又起到了封闭采空区的作用。
切顶的目的在于卸压,以爆破切顶为例,其核心工艺为超前工作面实施预裂爆破,既要确保顶板能够切开,表现出良好的卸压效果,又要保持其完整性,利于控制。因此,定义合适的切顶参数和爆破指标尤为重要。切顶参数包括切顶的高度和角度,合理的切顶高度应使切顶高度内的岩层垮落后充满整个采空区,对更上位的岩层起到支撑作用,降低顶板断裂冲击载荷,切顶高度可按式(1)计算[45]:
$$ {H_{\rm{g}}} \geqslant \frac{{H - \Delta {H_1} - \Delta {H_2}}}{{{K_{\rm{P}}} - 1}} $$ (1) 式中:Hg为切顶高度,m;H为煤层采高,m;ΔH1为顶板下沉量,m;ΔH2为底鼓量,m;KP为碎胀系数。
一般认为,当切顶角度与顶板垂直面夹角α<10°时,“短臂梁”结构与所切落顶板间的摩擦阻力较大,不利于顶板岩层的垮落,且易影响巷道顶板的支护体,从而影响留巷稳定性;当切顶角度过大时,“短臂梁”结构长度和重量增大,不利于巷道稳定[46]。因此,合理的切顶高度和角度可以最大限度地发挥卸压效果。侯公羽等[46]采用Udec软件模拟了不同切顶高度对留巷稳定性的影响,认为切顶高度越大,触底时间越早,能够减少底板的变形破坏。王炯等[47]以塔山煤矿8304工作面为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场爆破试验的方法确定了当切顶高度为7.5 m,切顶角度为15°时卸压效果最好。郭金刚等[48]通过相似模拟试验得到在厚硬基本顶条件下,切顶高度为7 m时,基本顶不沿切顶线断裂,切顶高度为12 m时虽然垮落效果较好,但工作效率低、经济成本高,而切顶高度为9 m时,其经济性和卸压效果均较好。刘啸[49]研究分析了多种条件下爆破裂纹的扩展规律,认为顶板稳定成缝的关键因素是炮孔间距和装药密度。爆破指标主要包括炮孔间距、装药结构、单次起爆数量、封泥长度等。针对爆破参数的研究,以数值模拟与工程现场实践为主。根据实际地质条件定义合适的切顶爆破指标,可以最大化地发挥卸压效果,保持巷道围岩稳定。笔者统计了我国部分切顶留巷工作面中的爆破切顶参数,见表2。
表 2 切顶爆破参数Table 2. Cutting blasting parameters矿井及工作面 顶板岩性 切顶高度/m 切顶角度/(°) 炮孔间距;直径/mm 装药结构 封泥长度 阜生煤矿
106工作面直接顶为3.50 m厚的泥岩 16.0 0 500;52 d-450/01型聚能管,
长度2 m,
每孔内安装6根水沙袋和泡泥封孔,长度4.0 m — 直接顶为2.00 m厚的砂质泥岩;基本顶为12.00 m厚的中粗砂岩 9.0 10 500;48 5卷+4卷+3卷+3卷+2卷 封泥长度1.3~1.5 m 塔山煤矿
8304工作面直接顶为泥岩,平均厚度1.40 m;基本顶为细沙岩,平均厚度3.80 m 7.5 15 500;42 4卷+4卷+3卷+3卷 封泥长度2.0 m 城郊煤矿21304
工作面基本顶为3.76 m厚的细粒砂岩和5.23 m厚的粉砂岩 8.0 15~20 600;48 4卷+3卷+2卷+0卷 封泥长度2.0 m 南屯煤矿
1610工作面直接顶为5.20 m厚的灰岩,裂隙发育;基本顶为厚5.75 m的泥岩 5.0 20 800;38 直径ø27 mm×400 mm/卷的二级煤矿水胶炸药,单孔装药7卷 封泥长度1.2 m 曙光煤矿
1226工作面直接顶为粉砂泥岩,厚度为4.00 m;基本顶为细粒砂岩,厚度6.00 m 10 15 500;— 3卷+2卷+1卷+2卷+
2卷+1卷封泥长度2.0 m 新集一矿360804
工作面复合型顶板,砂泥岩互层,平均厚度为14.00 m,构造发育地段易垮落 8.5 10 1 000;— 3卷+3卷+2卷+2卷 封泥长度3.7 m 杜儿坪煤矿62711
工作面直接顶厚5.12 m的细粒砂岩;基本顶厚2.62 m的砂质泥岩 6.0 15 500;— 3卷+3卷+1卷,四孔联
爆间隔一孔封泥长度2.0 m 唐山沟煤矿8820
工作面直接顶厚5.00 m;基本顶为9.00 m厚的细砂岩,层理不发育 6.0 20 600;48 5卷+4卷+3卷 封泥长度1.8 m 海石湾煤矿6113
工作面直接顶为6.00 m厚的泥灰岩;基本顶为厚10.00 m的粉砂岩 3.0 10 1 200;42 — 封孔长度不
低于600 mm随着浅部资源的枯竭,煤炭开采逐渐向深部拓展,高地应力是煤炭深部开采面临的主要问题之一,采用切顶卸压技术可以很大程度地削弱巷道上方的应力传递,利于巷道的维护和使用。切顶卸压技术不仅从理论上证实了在深部沿空留巷中的可行性,而且已经在我国多个矿井成功应用并取得了良好的应用效果,是解决深部沿空留巷难题的有效手段之一,具有广阔的应用前景。
2. 沿空留巷理论研究
2.1 有巷旁充填沿空留巷理论研究
2.1.1 巷旁充填体研究
在巷旁充填体理论研究方面,始终都是围绕支护体的受力变形特征及其与巷道围岩的相互作用关系这一议题而展开的。留巷成功的关键在于基本顶破断过程中巷旁充填体切落部分直接顶,并借助岩石的碎胀作用,对上位岩层起到一定的支撑能力,一般巷旁支护体切断基本顶即可达到切顶高度的需求。在此基础上,李迎富等[51]建立了充填沿空留巷力学模型,计算出切顶所需阻力的表达式。此后,又通过2个工程实例提出了充填留巷围岩控制的关键区域,根据高水材料的塑性变形特性,提出了高水材料充填沿空留巷围岩分时分区强化机理,确定了合理的高水材料充填体支护阻力计算式[52]。李迎富教授等[50-51]提出了围岩“大结构”、“小结构”的概念,通过构建如图8所示的力学模型,得到了“大结构”的拱高,并根据关键层理论,确定出“小结构”所受的载荷,进而推导出了巷旁支护阻力的表达式。韩昌良等[52]通过研究砌体块的砌筑结构形式、受压时的破坏特征以及应力—应变非线性本构关系,提出了承载力匹配和强度匹配两大原则,揭示了砌体块的破坏机理及其承载特性。基于此原则设计了砌块充填留巷的全套流程。杨俊采等认为引起留巷围岩破坏的关键是上覆顶板下位关键岩层形成的“悬臂梁”结构将压力传递至巷道上,因此提出采用无机注浆加固、加强顶帮结构及提高巷内柔模砼墙高阻支护等综合方式确保沿空留巷稳定性。赵萌晔等[53]认为切顶后顶板形成“短砌体—铰接”结构,通过建立顶板结构力学模型,提出了巷内支撑阻力的计算方法。
针对巷旁充填体常向巷道空间内挤压移动使巷道断面缩小,影响其正常使用的问题,杨朋等[54]以淮南顾桥煤矿为工程研究背景,建立了上覆岩层载荷对充填体作用力的力学计算模型,如图9所示(图9中,P为关键层上方软弱岩层的重量,MPa;T1、T2 分别为两侧关键块对旋转下沉关键块的水平推力,N;G1为顶板自重,N;G2为旋转下沉关键块的自重,N;F1为实体煤及充填体对上方顶板的支撑力,MPa;F2为采空区冒落矸石对上方关键块的支撑力,MPa),揭示了充填体的水平位移特征,计算了充填体的水平位移量。分析认为,通过增大充填体与顶底板所接触表面的摩擦系数即可降低其内移量。同时设置一定距离的隔离桩用隔绝采空区冒落的矸石,使矸石产生的水平力无法作用于充填体,从而减小巷旁支护体的水平位移。冯国瑞等[55]通过数值模拟和理论分析研究了厚煤层综放开采沿空留巷柔膜混凝土巷旁充填体的力学特性,认为充填体受到的垂直应力、水平应力和剪切应力都随着综放工作面的推进而增大,最后趋于稳定,且呈现出非对称的分布特点。充填体的变形也随着工作面的推进而增大,采空区侧的变形量明显大于沿空巷道侧的变形量。同样是针对厚煤层开采,采用柔膜混凝土材料作为巷旁充填,沙旋等[56]通过改变充填体的力学参数,模拟分析了不同支护强度下的围岩力学响应,配合巷内高强预应力锚索和单体补强支护,最终确定出柔膜混凝土巷旁支护材料的合理尺寸和所需的强度。
2.1.2 上覆岩层活动规律研究
沿空巷道位于采空区边缘,留巷期间的围岩稳定与采场覆岩活动密切相关[57-58]。围岩的运移是引起采动应力分布的直接原因[58,60]。因此,掌握采场覆岩的活动规律是对沿空留巷围岩控制的前提[61]。经过长期的生产实践,国内外学者在经典矿压理论的基础上进一步丰富发展。这些假说和理论在一定的历史时期对煤矿安全开采起到了重要的指导作用,又在实践中不断得以修正、优化和改进,并逐步发展至今。基于砌体梁理论,李迎富等[51]建立了直接顶的力学模型,分析了关键块与沿空巷道围岩之间的相互作用关系,推导出了巷旁支护阻力的计算公式。引入关键块稳定性系数K1、K2及影响关键块稳定的敏感性因素。得出,当K1>1时,发生挤压变形失稳;当K2>1时,发生滑落失稳。张自政等[59]根据留巷顶板活动特征,建立了沿空留巷充填区域直接顶悬臂梁力学模型,得出了充填区域直接顶应力分布表达式。谢生荣等[60]基于悬臂梁理论建立了沿空留巷顶板非对称锚固深梁承载结构力学模型,认为顶板载荷、单体支柱和顶板锚索是影响锚固深梁结构稳定性的主要因素,并求出了这种梁结构的最大剪应力解析式。
邓雪杰等[61]研究了不同充填体宽度和强度条件下沿空留巷围岩应力演化与移动破坏特征。王俊峰等[62]通过单轴压缩试验获得了混凝土充填材料试件的抗压强度,经过现场调研、理论分析、数值模拟以及现场实测,研究了柔模混凝土作为巷旁充填体时,沿空巷道的围岩偏应力演化特征。进一步揭示了动压影响下沿空留巷围岩的破坏机理。基于此提出了分区非对称耦合控制技术,现场应用效果良好。李春意等[63]等通过理论分析、实验室试验和现场观测,在确定高水充填体的支护阻力和留巷参数的基础上,构建了回归函数模型,对比分析了两次采动影响下围岩的受力变形状态,进一步揭示了充填体上方顶板岩层的应力演化规律。最终确定巷旁充填体能够保持稳定的条件是:充填体的临界支护阻力为4.1 MN/m,宽度为2.47 m。王恩等[64]针对左则沟煤矿缓倾斜煤层单通道的沿空留巷矸石挤入巷道内部,充填体大变形、巷旁充填墙体压垮等问题,提出双通道沿空留巷技术。在外侧通道采用单体支柱护网且裱褙半圆木形成一道矸石阻隔墙,用来减缓矸石对巷旁充填体的挤压变形,同时可分担顶板岩层载荷。研究双通道留巷围岩偏应力分布规律及其失稳破坏机制,提出“一墙一挡三分区”的控制思想,设计围岩分区域非对称组合控制技术,形成双通道留巷围岩“一穿过、四协同、五位一体”的协同控制原理与方法。李季等[65]以数值模拟的方式研究了倾斜煤层留巷全周期矸石非均匀充填对围岩稳定性的影响,得到了围岩应力演化规律和塑性区分布特征,以及巷旁充填体在承载状态下的受力变形特征和其支护性能。对现有支护条件下的围岩稳定性进行分析,针对性地提出了围岩补强支护方案。
2.1.3 底板活动规律研究
沿空留巷的一个重要矿压显现特征是巷道底鼓,据统计,几乎所有沿空巷道均存在不同程度的底鼓[66],且随着采深的加大,底鼓问题愈发突出[69]。从巷道掘进到二次回采结束,王卫军等[67]将底鼓过程分为了5个阶段,认为一次采动过后基本顶弧三角块的给定变形是引起巷道底鼓的主要原因。徐营等[68]、于光远等[69]也认为底鼓主要发生在一次回采至二次回采期间,占顶底板移近量的70%以上。杨朋等[70]研究了深井大断面沿空留巷不同阶段底鼓的裂隙演化规律。并通过相似模拟试验得出,巷道掘进期间底鼓呈对称分布,最大鼓起位置位于巷道中心,自一次采动开始,底鼓呈现出非对称分布特征,底板最大变形位置明显向采空区一侧偏移。李胜等[72]建立了综放沿空留巷底鼓力学模型,推导出底鼓计算表达式,分析了不同因素对底鼓的影响。笔者等[71, 73]认为上覆岩层垮落产生的动载荷通过巷帮和巷旁支护体传递到巷道底板,进而造成了沿空留巷底板急剧变形。
顶板压力是造成巷道底鼓的根本原因,巷帮及充填体受压后产生的横向压力是造成底鼓的直接原因(图10)。因此,在沿空留巷底鼓的防控方面,“控顶”和“控帮”是控制巷道底鼓的关键。孔庆军[75]提出了“顶板预裂爆破卸压技术+顶板关键部位加强支护技术+砌块上方柔性让压支护技术+砌块墙体双控锚杆支护技术”的底鼓大变形综合控制体系,将巷道底鼓降低了77%。笔者[74]认为通过降低顶板向下传递的作用力,并提高采空区冒落矸石对底板的作用力,可防止底板岩层的拉伸破坏。于光远等[69]提出“切顶卸压+柔性让压+补强锚索控顶+双控锚杆控帮”的底鼓大变形综合控制方法。李胜等[72, 76]提出“锚网索+高强度墩柱+基本底注浆”的耦合支护对策,大幅降低了巷道底鼓。薛卫峰等[77]对比类似地质条件下常规留设煤柱开与切顶留巷2种开采方式,认为通过切顶工序削弱顶板压力,可有效降低底板破坏深度,进而减小巷道底鼓。
2.2 无巷旁充填切顶卸压沿空留巷理论研究
切顶自成巷技术取消了巷旁充填体,借助岩石的碎胀特性自动形成巷帮,是近年来一种新型的沿空留巷方式。随工作面回采,采空区矸石经历垮落、压实、稳定等动态演化过程,而巷道顶板结构形态也会随之发生改变。受切顶爆破的重复扰动、采空区侧向支承压力、工作面超前支承压力及采动影响,在无巷旁充填切顶自成巷巷道围岩稳定的控制方面,多集中于对巷道顶板的研究。王琦等[39]采用高强高预应力注浆锚索对巷道顶板进行锚注支护,配合切顶工序,提高了巷道顶板完整性,并使巷道处于应力降低区。控顶的关键在于“短悬臂梁”结构与实体煤帮在巷内支护的作用下形成一个稳定的结构,避免顶板关键部位的破坏(图11)。留巷过程中,一次采动阶段顶板弯曲变形量最大,稳定性最差[78]。何满潮院士[79]、杨军等[80]以切顶短臂梁力学理论为基础,研究了切顶留巷顶板结构演化过程,提出了“基本顶上位岩层—采空区碎胀矸石—切顶短臂梁”围岩稳定结构的控制思路。对比分析了无煤柱切顶留巷与常规留煤柱切顶留巷开采应力场的不同之处,认为无煤柱切顶留巷的侧向应力、超前支承压力以及工作面后方采空区所受的应力均小于留设小煤柱和大煤柱时的应力[81]。王亚军等[82]通过建立切顶卸压无煤柱自成巷顶板力学结构模型,提出了顶板“承压结构”和“卸压结构”的概念,并分析了留巷各个阶段顶板的运动特征。王炯等[83]通过相似模拟试验,采用红外热辐射和散斑成像技术研究了无煤柱切顶自成巷的覆岩运移特征。
3. 存在问题及改进建议
3.1 我国沿空留巷技术存在的问题
70多年来,我国在沿空留巷技术方面做了大量的探索研究,从平面数值计算到三维仿真模拟、从理论模型到技术生产、从实验室试验到工程现场应用、从人工拉线测量到矿压数据实时传输等,积累了丰富的成果与经验,已经形成了一套较为完善的沿空留巷技术开采体系。但是,由于我国不同地域地质条件差异较大,加之开采深度、开采厚度及开采强度的不断加大,巷道围岩控制机理复杂[84],开采难度加大。因此,沿空留巷技术仍面临着一些技术难题和科学问题。
3.1.1 沿空留巷存在的技术问题
构筑巷旁支护体是有巷旁充填沿空留巷的关键。目前,巷旁支护体在其施工工艺、支护阻力、可缩性、密闭性等性能方面还不能完全适应巷道围岩的大变形和安全高效开采需要。如高水充填和膏体充填都需设置一套较为复杂的充填系统,材料来源单一、工艺复杂、成本较高、推广难度较大。新型的超前柱式支护也存在成本较高、对地质条件要求苛刻,难以普适性的推广等问题。因此,仍缺少一种具有高性能、低成本、材料来源广、具有普适性的巷旁支护体。无巷旁充填切顶卸压沿空留巷的技术关键在于切顶,如何实现“切得开、下得来、拉得住、护得好”这4个关键问题是工程现场中主要面临的技术难题。
现阶段,巷内基本支护大多采用高强度、高预紧力锚杆主动支护体系,在沿空留巷的应用中已有不少成功的案例,但在深部沿空留巷中,尤其是二次复采时,支护结构存在明显的强度不足、刚度偏低、延伸率差,较难实现与围岩的变形相耦合。应力集中部位能量积聚,得不到有效控制与释放,进而导致支护过程中部分锚杆(索)破断失效。巷内补强支护也因支护强度不足而易诱发冒顶事故,导致留巷失败。因此,深部沿空留巷的巷内支护技术仍值得深入研究。切顶卸压的关键在于利用系列技术装备,包括切顶后对巷内顶板的恒阻大变形支护装备和护巷挡矸装备系统,也存在着支护体因强度、刚度和延伸率不足而导致恒阻体失效,挡矸墙施工工艺复杂、施工速度慢、自动化程度低等问题。
3.1.2 沿空留巷存在的科学问题
不同于普通的回采巷道,沿空巷道要经受掘进和2次强采动的影响,矿压显现剧烈,尤其在一些大采高、大埋深的工作面中,传统的围岩控制理论已不能够满足要求,围岩与支护体之间的协调关系在理论模型中很难构建;可靠性的理论分析与研究手段相对滞后于现场实际生产,尤其是对巷道围岩的控制,目前只能从一个点或一个断面进行研究,并不能很好的反映整个体系的支护效果。而无巷旁充填切顶卸压沿空留巷多集中于切顶参数和爆破指标的量化研究,切顶后由于顶板部分压力的解除,对于巷帮和底板的影响又有何变化;切顶过程中产生的动压冲击对于巷道整体的稳定性有多大影响以及切顶始末整个巷道系统内能量的演化规律等缺乏探讨。因此,沿空留巷存在的科学问题仍缺乏系统性研究。
3.2 沿空留巷技术的改进建议
1)现阶段,许多矿井已经进入深部开采,深部煤岩体本身处于“三高”的力学环境当中,其力学特性发生了变化,明显区别于中浅部开采,加之多次强采动影响,沿空巷道的围岩条件和应力状态极为复杂,巷道围岩变形严重。第2个工作面回采时,采空区上覆岩层的活动更加剧烈,对巷道的考验也最大,因此,应将沿空留巷视为一项系统性工程,从巷道掘进期间的巷内支护材料、支护参数的选取到留巷期间巷旁支护体的合理设计以及二次回采期间对巷道围岩的控制,从理论研究、系统装备及工程技术方面均需统筹考虑,保证安全高效回采。
2)有巷旁充填沿空留巷在控制其生产成本的同时,既要保证有足够的初撑力来支撑和切断顶板,又需要有一定的柔性来适应后期顶板的下沉。可以从材料的制备、设计结构和充填工艺等方面进行优化升级。充填材料一定要成本低、来源广,因地制宜,尽可能地利用井下废弃矸石作为原料;设计结构上既要满足充填体“由强到柔”的特性,又要考虑到井下施工的便捷,同时还要与采空区隔绝开来,防止有毒有害气体;充填工艺上要做到简单可靠、自动化程度高、方便操作。无巷旁充填切顶卸压沿空留巷应从其切顶方式、切顶参数指标等方面优化升级,最大化地达到卸压效果,真正实现“卸压为主,支护为辅”的卸压—支护体系。
3)巷内基本支护应具有高强度、大延伸率的特点,应从材料、各构件匹配等方面,全方位提高锚杆(索)的承载性和适应性。巷道掘进到二次回采结束,采用加长锚固方式的高强预紧力、大延伸率锚杆(索)支护,高强预紧力锚杆(索)具有较高的刚度和强度,使围岩处于受压状态,最大限度地保持锚固区围岩的完整性,从而提高沿空留巷围岩稳定性和支护结构的可靠性,发挥锚杆(索)的集群锚固效应。在深部沿空留巷中,采用切顶卸压技术是一个趋势,但也面临重大挑战,尤其在第2个工作面回采时,受掘进、采动、爆破等动压影响,塑性区大,围岩破碎、巷道变形严重,对支护体的支护性能及其与围岩的耦合关系要求较高。切顶卸压沿空留巷采用主被动支护结合,遵循“卸压为主、支护为辅”的协同控制原则。从其工艺来看,首先要确定合理的切顶爆破参数,使得顶板在顺利切落的同时能够最大化地达到卸压效果;其次要利用好岩体的碎胀特性,充分发挥碎胀矸石的自承载性能。此外,切顶方式不应局限于炸药爆破和水力压裂2种,可借鉴其它工程问题,采用新型的岩石预裂技术,如液压胀裂、CO2气体爆破等,尽量减少切顶工序对巷道围岩的扰动。巷内补强支护可控制顶板的下沉,应具有足够的支撑力来配合锚杆(索),形成共同的主被动承载体系。挡矸支护在其“护得住”的同时应具有简单易施工、密闭性能好及自动化程度高的作用。
4)煤炭资源的科学开采不仅依赖于技术的变革,更需要系列装备的赋能。将更先进的技术装备应用到沿空留巷当中,从巷道掘进开始到二次回采结束,采用先进的装备系统,提高效率的同时确保各设备间协调、连续、安全、可靠。在一些危险地段,用机器取代人工作业,将工人从高危环境中解放出来,实现少人化甚至无人化,用机器代替人工作业,改进生产工艺流程,推进煤炭资源的合理开发和综合利用,保障煤矿安全高效生产[85]。
5)针对不同地质条件,尤其是深部沿空留巷,采用多样的方法和手段研究沿空留巷的围岩控制机制,从实验室试验、力学模型构建、仿真计算到工程现场验证,全方位、多角度深入分析不同留巷方式下沿空留巷围岩变形机理,合理设计巷旁支护形式和巷内支护参数。结合新开采理论与技术,通过系列先进装备的赋能,突破传统采掘分离式装备布局模式,实现工作面采后同步成巷,形成采留一体化设计[86],使得沿空留巷技术向着高度自动化和智能化迈进,形成一套具有中国特色的沿空留巷技术体系。
4. 结 语
沿空留巷技术充分利用了上一个工作面的巷道资源,大幅减少了巷道掘进量、提高了生产效率、改善了采掘接替紧张的局面,有利于瓦斯治理和矿井安全生产,是一种经济、高效的绿色开采方式。我国沿空留巷技术已有70余年历史,大量的理论研究和生产实践证明了沿空留巷技术的实用性、可靠性和经济性。21世纪以来,巷旁充填体在其支护性能、隔绝密闭性及自动化程度等方面均有了极大地提升;巷内支护也在其材料、构件、强度等方面不断优化升级,能够及时主动地形成一个承载体系;此外,围岩改性技术、围岩卸压技术等助力沿空留巷更科学高效地发展。经过70余年的探索与积累,我国已经形成了一套较为完善的沿空留巷技术支护体系,因此,有条件的矿井可将沿空留巷作为首选的无煤柱护巷方式。
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表 1 评价方法分类及特征总结
Table 1 Classification and characteristics summary of existing evaluation methods
方法类型 机制 优势 局限性 代表方法 第一类方法 以数据的基础信息为基准,将原始数据对评价对象所产生的大小、高低、优劣性影响进行考量、排序及综合 实现方法简单,
计算量较小模型改良空间小 五图双系数法
脆弱性指数法第2类方法 对数据列进行人工评判、加工分析、拓展和延伸,挖掘数据的潜在信息 可以利用专家及学者知识,指标评测更为全面 人工参与度较高,评价结果受人工
制定标准影响较大加权秩和比法
TOPSIS法
模糊评价法
灰色系统理论第3类方法
整理具有相同指标的数据集,通过数据信息处理技术,发现数据间的共有信息模型改良空间较大,
精确度较高评价结果受限于网络模型的结构,样本的数量及质量对评价结果也有较大影响,且计算量较大
回归法
突水系数法
神经网络法 -
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