中興礦近距離煤層采空區下沿空留巷技術實踐

高金龍

（汾西礦業集團中興煤業公司，山西 交城 030500）

1 工程背景

中興礦1204下工作面屬于近距離煤層開采，巷旁充填沿空留巷所在巷道1204下材巷位于采空區下方，層間距不足4m，上下煤層間開采的相互影響較大，下部煤層開采前頂板的完整程度已受上部煤層開采損傷影響，其上又為開采垮落的矸石，導致下部煤層開采區域的頂板結構和應力環境發生變化。從而使下部煤層開采與單一煤層開采相比出現了許多不同礦山壓力現象。另外，中興礦為高瓦斯礦井，采掘時瓦斯涌出量較大，而傳統的U型通風和瓦斯抽采技術，經常導致工作面瓦斯超限，影響安全生產。由于沿空留巷技術具有降低巷道掘進率、提高煤炭采出率、減小工作面瓦斯含量、實現煤與瓦斯共采的優點。因此，以中興煤礦1204下工作面材料巷為工程背景，開展研究采空區下薄層頂板沿空留巷圍巖控制技術，從而解決中興煤礦的采掘接替、資源浪費、薄層頂板支護、瓦斯超限等難題，實現礦井的集約化高效生產。

2 數值模擬模型建立

沿空留巷從開始掘進至最終報廢，圍巖變形順次經歷巷道掘進、沿空留巷和二次采動三個階段。巷道掘進階段圍巖變形量較小，與普通巷道掘進階段圍巖變形規律相同。在沿空留巷階段，由于工作面回采的影響，巷道圍巖應力再次重新分布，圍巖變形急劇增大。而在二次采動階段，不但受到本工作面回采動壓影響，同時受到上部采空區殘余支承壓力的影響，在二者相互影響下造成巷道圍巖大變形。

表1 煤巖體力學參數

為了詳細分析沿空留巷巷旁充填墻體對巷道圍巖穩定性的影響規律，根據中興礦1204下工作面生產地質條件，利用FLAC3D進行模擬上煤層回采后，本煤層中掘巷、一次回采巷旁充填、二次回采等過程中應力分布情況。所建立的數值計算模型長185m、寬100m、高56m，煤層厚度按3m取，巷道也按實際尺寸，寬度取4.5m、高取3.0m，將模型底部及四周邊界固定，上部施加載荷以模擬原巖應力，所計算的模型如圖1所示，煤巖體物理力學參數按表1選。

圖1 FLAC3D數值模擬模型圖

2.1 采場應力變化

由于2#煤層已經回采完畢，導致其下方2#下煤層卸壓，巷道掘進不會出現2#煤層時的較高側向支承壓力，巷道1204下材巷處于應力較小的范圍內，如圖2所示。而上煤層回采時留下區段煤柱處在2#下煤層1204下工作面處出現較大應力，約為34MPa。但其距1204下材巷水平距離8m，豎向距離約3m，按照支承壓力在底板巖層中傳播公式計算和工程實踐得到，上煤層區段煤柱對1204下材巷沒有影響。

在1204下工作面推進，在工作面后方進行留巷過程中，采場的應力分布發生變化，上煤層區段垮落在本工作面采空區內也形成較大應力；充填體也承載上部采空區矸石重力，但其應力較小約為8～10MPa；在工作面側向支承壓力較小，但在工作面后方下個工作面靠近1204下材巷的一側出現較大的支承壓力約為 22～24MPa。

圖2 1204下工作面回采時采場應力分布

1206下工作面回采時，整個采場應力分布情況如圖3所示，在1204下工作面采空區中，主要是上煤層留下的煤柱垮落后形成的高應力區，1204下材巷巷旁充填承載大概10MPa壓力。

圖3 1206下工作面回采時采場應力分布

3 圍巖控制方法及礦壓觀測

3.1 充填體成型技術

為使高水速凝材料漿液體在充填時成型，可采用模板或鋼筋網加充填袋作為成型設備。相對于采用模板時的拆卸復雜和采高變化適應差的缺點，開發了易于施工的鋼筋網加充填袋成型技術具有較大的適應性，如圖4所示，并且鋼筋網還可以進一步加固充填體，約束其側向變形，對拉鋼筋采用直徑20mm的螺紋鋼、間排距800×1000mm。

圖4 充填體成型及加固示意圖

3.2 巷內基本支護

圖5 1204下材巷支護方式

1204下材巷與上方采空區距離僅有4m，屬于極近距離煤層下行開采，受上覆采空區破斷巖體及本工作面回采動壓影響，易發生冒頂等強礦壓事故，需要用U型鋼梯形棚并背板將頂板固定，并采用錨桿和短預應力錨索支護，將頂板在預應力作用下形成固定板結構，其巷內支護示意圖如圖5所示。

3.3 巷內加強支護

3.3.1 超前加強支護

為實現高水充填沿空留巷工作的安全快速施工，緩解巷道在超前回采動壓影響下嚴重變形變形問題，超前工作面對巷道進行加強支護，采取如下措施：

1）1204下工作面兩端頭均采用3.6m的π型梁配合單體液壓支柱構成“一梁三柱”對梁邁步式進行支護。

2）1204下材巷超前支護范圍不得少于30m，材料巷超前支護采用ZT2×3200/15/30型超前支護支架，巷道兩側各安裝2組，共4組，長度為25m，剩余5m采用3.6m的π型梁與單體液壓支柱構成“一梁三柱”進行加強支護。

3.3.2 充填點的臨時支護

1）在工作面機尾頂板鋪設鐵絲網和采用W鋼帶、φ20×2200mm的螺紋鋼錨桿配合鐵餅壓網維護。

2）機尾錨桿施工完成后，拉移排頭支架，在排頭支架尾部距落采空區側2700mm使用1m的π型梁+單體液壓支柱構成“一梁二柱”進行臨時支護。

3）在支架尾部使用單體液壓支柱配合π型梁構成“一梁三柱”支護。

3.3.3 工作面后方加強支護

為保證巷旁充填體成形良好，對工作面后方150m范圍同樣采用單體支柱配合鉸接頂梁加強支護，每排布置4根單體液壓支柱，間排距為800×1000mm。

3.3.4 礦壓觀測

為了觀測在1204下工作面運巷高水充填材料沿空留巷期間圍巖活動規律，考察巷道圍巖變形和充填體的變形，研究支護參數的合理性，通過建立礦壓觀測站進行礦壓觀測。

由礦壓觀測結果可知，離工作面越近，巷道圍巖變形速度及變形量越大，隨著工作面不斷向前推進，圍巖變形速度及變形量又逐漸減小。工作面后方形成的留巷圍巖變形總體可分為3階段，即加速變形期、緩慢變形期及圍巖變形穩定期。工作面后方30m～80m范圍內巷道圍巖變形較為劇烈，在工作面后方50m附近達到最大，頂底板最大移近速度為6.25mm/d，兩幫最大移近速度為4.75mm/d，在工作面后方150m以外巷道圍巖變形速度趨于穩定，圍巖平均變形速度在1mm/d以下。

4 經濟效益分析

1）回收煤炭資源效益。

工作面若不采用沿空留巷，則鄰近工作面開采至少需留設25m煤柱護巷，每米煤柱的煤炭損失量為：25m×2.5m×1.25t/m3=78.125（t/m）。

煤炭的售價按1200元/噸計算，則每米留巷可回收煤的經濟效益為：78.125×1200元/噸=93750（元/m）。

設計巷道1204工作面推進長度為950m，則回收煤炭資源量為：78.125 t/m×950m×2=74218.75（噸）。

設計巷道1204工作面回收煤炭資源經濟效益為：74218.75t×1200 元 /t=89062500（元）。

2）沿空留巷支護成本計算。

結合中興煤礦現場施工，核算留巷成本為6755元/m，包括人工費、材料費（高水材料、鋼筋網、充填袋、梯子梁、對拉鋼筋等）、設備租賃、維修等費用。

3）新掘巷道完全成本。中興煤礦新掘巷道成本綜合成本9000元/m；包括人工費、材料費、設備租賃、維修費等。

4）沿空留巷產生的經濟效益計算。

沿空留巷經濟效益=回收的煤炭資源效益+新掘巷道完全成本-沿空留巷支護成本。

式中：沿空留巷的成本為6755元/m；新掘巷道的成本為9000元/m。

每米沿空留巷可創造經濟效益為：93750元/m+9000元/m-6755元/m=95995元/m。

采用沿空留巷之后創造的直接經濟效益為：95995 元 /m×950m=9119.525(萬元)。

由此可見，沿空留巷在經濟上是合理的。

5 結 論

通過開展研究采空區下薄層頂板沿空留巷圍巖控制技術，不但解決中興煤礦的采掘接替、資源浪費、薄層頂板支護、瓦斯超限等難題，實現礦井的集約化高效生產，同時豐富了沿空留巷圍巖控制技術實踐，為類似情況下的沿空留巷提供了一定的參考借鑒意義。