高瓦斯突出煤層原位充填沿空留巷技術研究

劉雨濤，李其振，王鵬偉

(1.貴州能發高山礦業有限公司，貴州 畢節 551500；2.中國礦業大學 礦業工程學院，江蘇 徐州 221116)

高瓦斯礦井巷道掘進過程中易出現瓦斯突出、巷道內隅角瓦斯積聚、巷道掘進速度慢等問題，從而造成礦井生產采掘接替緊張。沿空留巷采用Y型通風方式，可有效防止上隅角瓦斯積聚，減少巷道掘進工程量，避免出現瓦斯突出現象，提高了煤炭回采率和巷道使用率，是一項綠色、高效的煤礦開采技術[1-3]。目前，高山煤礦接替工作面瓦斯含量高，區域效檢指標不合格，運輸平巷停掘2個月，采掘嚴重失調。為保證礦井安全高效生產，采用Y型通風方式進行瓦斯治理，選用具有前期支護阻力大、增阻速度快、易切頂、密閉性較好的預制混凝土砌塊的原位充填沿空留巷支護技術是解決這一難題的有效途徑。

一直以來，沿空留巷技術都是我國煤炭開采的重要技術發展方向。國內外學者在沿空留巷理論與技術方面做了大量的研究工作[4-6]。特別是針對有墻體護巷的留巷方法研究，羅中[7]認為留巷支護體應布置在“內應力場”范圍內，并依據地質條件，設計巷旁充填體強度，提出有效的巷內、巷旁聯合支護方案；李迎富等[8]基于關鍵塊滑落失穩及擠壓變形失穩的判別條件,提出巷旁支護阻力的計算公式；陳勇等[9]研究得到巷旁支護體設置后可快速增阻、及時支撐頂板、上覆巖層劇烈活動穩定前有較大的變形能力及穩定后有較高的后期強度的作用機制。到目前為止，沿空留巷技術的主要支護形式有木垛(密集支柱)留巷、矸石帶留巷、預制混凝土砌塊墻留巷等多種形式[10-12]。付東輝[13]通過對覆巖大小結構理論、巷旁支護理論、砌墻不同位置時沿空巷道特點等進行分析，在新發礦5101工作面成功進行預制混凝土砌塊隔離墻沿空留巷；畢俊剛等[14]通過對王莊煤礦綜放沿空留巷進行相似模擬實驗，認為充填體寬度不能改變頂板運動狀態，但隨著充填體寬度的增加，巷道頂板下沉量、實體煤幫鼓出量都呈下降趨勢。基于沿空留巷眾多理論研究與井下應用，大都集中在支護阻力、強度、材料的設計方面，對原位充填體砌筑位置及寬度等參數的確定，特別是針對高瓦斯突出礦井沿空留巷的研究較少。

以貴州高山煤礦9#煤層1902工作面運輸平巷為研究對象，基于高瓦斯易突軟弱煤層地質條件，采用預制砌塊隔離墻原位充填沿空留巷技術，通過理論計算與數值模擬軟件FLAC3D研究原位沿空留巷內砌塊隔離墻不同寬度條件下巷道圍巖塑性破壞等情況，從而確定合理的隔離墻寬度，保證1902工作面運輸平巷沿空留巷的成功，可為類似條件煤礦應用沿空留巷技術提供借鑒。

1 工作面概況

高山煤礦一采區1902工作面位于+1 100 m水平，工作面標高+1 068～+1 143 m，地面標高+1 330～+1 420 m，煤層平均厚度約2.8 m，平均傾角13°，為不易自燃煤層，工作面相對瓦斯涌出量為3.27 m3/t，屬煤(巖)與瓦斯突出礦井。該工作面回風平巷長610 m，運輸平巷長634 m，采煤工作面傾斜長 176 m，回風及運輸平巷均為斜矩形斷面，凈寬4.8 m、中高2.9 m，掘進斷面積為15.1 m2，凈斷面積為 14.0 m2。煤層頂底板情況見表1。

表1 高山煤礦9#煤層頂底板情況

1902工作面原采用U型通風方式，回采期間工作面頻頻出現上隅角瓦斯超限現象，下一接替工作面(1903采煤工作面)由于瓦斯含量較高，區域效檢指標不合格，1903運輸平巷停掘，采掘嚴重失調。為此，高山煤礦將正處于回采中的1902運輸平巷進行沿空留巷，將其留作1904采煤工作面的回風平巷，從而減少瓦斯突出與巷道掘進量，加快后續采面的布置，緩解采掘接替緊張局面。

2 預制砌塊隔離墻留巷方案確定

2.1 隔離墻體位置選擇

根據9#煤層頂板巖性分析，該煤層頂板為粉砂或細砂巖，厚度大，較穩定，且1902運輸平巷掘進期間除了終采線附近外其余地方均未揭露較大斷層，頂板狀況良好。1902工作面運輸平巷原支護方式為錨網索支護，支護強度較高，利于留巷期間頂板及支護管理。同時，1902工作面運輸平巷掘進斷面較大，平均凈寬達到4.8 m，留巷寬度可達到2.0 m以上，具有較好的留巷條件。綜合對比分析，將混凝土砌塊隔離墻布置在巷道內優勢明顯，隔離墻體布置如圖1所示。

圖1 巷內布置支護體沿空留巷示意圖

2.2 砌墻寬度設計

2.2.1 砌墻寬度設計力學計算

根據力學模型及現場實踐，得到充填墻體砌筑寬度上下限理論公式[15]。

巷內充填墻體寬度上限取值為：

(1)

式中：a為支撐墻體的寬度,m；R為支撐墻體的強度,MPa；h1、h2分別為直接頂、直接底的厚度,m；E、E1、E2分別為巷內墻體、直接頂和直接底巖體的彈性模量,MPa；m為煤層的厚度,m；k為直接頂碎脹系數；l為關鍵塊體的長度,m；δ為墻體充填時形成的空頂量,m；b為巷道寬度,m；x0為基本頂旋轉基點到煤幫的水平距離,m。

巷內充填墻體寬度下限取值為：

(2)

式中：n為墻體所受到頂板壓力，一般相當于 4～8 倍采高的巖體重量,MPa；ρ為直接頂的巖體平均密度，kg/m3；g為重力加速度，一般取9.8 m/s2；σ為巷旁墻體的初期強度,MPa。

結合高山煤礦相關地質參數，取h1、h2分別為0.57、2.60 m,E、E1、E2分別為3.5×103、(5.48～20.78)×103、(3.65～7.31)×103MPa，煤層平均厚度m為2.8 m，k取1.3～1.4，l根據經驗取2.1～2.8 m,δ取0.05～0.16 m，巷道寬度b為4.8 m。經上述公式計算，得到混凝土砌塊隔離墻的寬度設計范圍為 0.72～1.68 m。

2.2.2 不同墻體寬度留巷方案選定

基于理論計算得到的充填墻體寬度范圍，提出3種隔離墻寬度留設方案：方案1，隔離墻寬度0.8 m；方案2，隔離墻寬度1.2 m；方案3，隔離墻寬度 1.6 m。采用FLAC3D軟件模擬不同隔離墻寬度條件下圍巖巷道塑性破壞、應力變化和圍巖變形情況。

1)巷道圍巖塑性狀態分析

3種方案巷道圍巖塑性狀態分布如圖2所示。由圖2可知，從隔離墻采空區側上方頂板應力狀態變化分析隔離墻切頂能力強弱，方案3的留巷充填體上方頂板出現明顯的拉剪破壞，塑性區破壞范圍較大，切頂能力最強；其次是方案2，最差的是方案1。說明在同樣隔離墻強度條件下，隨著隔離墻寬度的增加，隔離墻切頂能力會增強。

(a)方案1

(b)方案2

(c)方案3

2)沿空巷道兩幫應力分析

在3種方案模擬過程中，對留巷的煤體與隔離墻承受垂直應力進行監測，巷道圍巖應力具體分布情況如圖3所示。

(a)方案1

(b)方案2

(c)方案3

煤體應力曲線、砌筑隔離墻體應力曲線分別見圖4、圖5，可以看出，方案1、方案2、方案3的煤體應力峰值分別為26.6、24.8、24.3 MPa，其對應充填墻體應力峰值分別為33.6、30.0、29.2 MPa。隨著隔離墻寬度增加，墻體承受的垂直壓力越大，應力集中系數也就越高，相對應的留巷煤體側承受的垂直壓力減小，應力集中系數降低，這種變化在方案1、方案2之間尤為明顯，在方案2、方案3之間仍然符合這種規律，但變化已經不是很明顯。即增加隔離墻寬度有利于減小巷道煤幫的承壓和變形，但有一定的范圍，且隨著巷旁充填隔離墻體寬度的增加，留巷充填隔離墻體的承載能力越強，巷道圍巖越穩定。

圖4 煤體應力曲線

圖5 砌筑隔離墻體應力曲線

3)巷道變形量分析

將方案1、方案2、方案3中留巷兩幫位移情況作對比分析，計算3種方案兩幫移近量大小關系：方案1>方案2>方案3。圖6、圖7分別為方案2巷道垂直位移、水平位移分布圖。其中方案1煤體水平移近量超過170 mm，隔離墻水平移近量達到 70 mm；煤體和隔離墻已經被壓壞，產生塑性流動，所以在工作面推過監測點約35 m后，兩幫變形持續增大。方案3中兩幫水平位移的規律與方案2中的基本一致，不同之處在于，方案3的水平移近量比方案2更小，對圍巖的控制效果更好，但總體來說，二者相差不大。

圖6 方案2巷道垂直位移分布圖

圖7 方案2巷道水平位移分布圖

將方案1、方案2、方案3中留巷兩幫移近量及頂底板位移情況作對比分析，如圖8、圖9所示。就頂板下沉量來說，方案1最大，方案2次之，方案3最小，隨著隔離墻寬度的增加，巷道的頂板下沉量會減小；方案2與方案3中煤體側頂板下沉量與隔離墻側頂板下沉量相差為150 mm左右，而方案1中巷道兩側頂板下沉量相差超200 mm。所以從隔離墻與煤體變形協調方面來講，方案1最差，方案2、方案3相差不大；方案1中隔離墻側巷道頂板在工作面推過監測點100 m后仍然持續變形，隔離墻已經被壓壞。

圖8 巷道圍巖兩幫移近量曲線

圖9 巷道圍巖頂底板移近量曲線

綜上所述，方案1不能滿足安全生產的要求，不予采納；方案3對頂板、煤體的控制效果優于方案2，但對底板的控制比方案2差，總體來說二者對圍巖控制效果相當，均能滿足安全生產的要求；方案2的生產成本低于方案3，故選用方案2，即隔離墻寬度確定為1.2 m。

3 工程應用

3.1 預制砌塊隔離墻工藝流程

沿空留巷巷道施工基本可分為4個步驟，支架移架后為防止采空區空頂施工，必須對頂板采取有效臨時支護后方可進行其他作業，順序為：支架移架→臨時支護→施工木垛(開始留巷時打設)→密集點柱加強支護→混凝土預制塊砌墻→施工隔離矸石袋墻(每6 m一個)。

混凝土預制塊按水灰比為0.5、石灰比為5(質量比)的比例進行配制，混凝土砌塊強度等級達到C20。混凝土砌塊長度×寬度×厚度=400 mm×200 mm×150 mm。待混凝土砌塊放置28 d后達到100%設計強度時才可進行搬運、堆放、砌筑。按砌塊排列組砌圖在墻體線范圍內分塊定尺、劃線、組塊，砌塊排列組砌圖如圖10所示。

圖10 墻體砌塊排列示意圖

3.2 留巷效果分析

將隔離墻寬度設計為1.2 m，對高山煤礦1902工作面運輸平巷進行原位沿空留巷，沿空留巷隔離墻布置如圖11所示。通過對巷道變形情況與混凝土砌塊墻受力情況進行礦壓監測，以檢測留巷效果，并為后續留巷支護參數優化提供依據。

圖11 留巷隔離墻布置示意圖

1)巷道變形控制效果分析

在1902工作面運輸平巷中共布置5個巷道變形觀測面，每個觀測面相距30 m，觀測內容主要是頂底板相對移近量和兩幫相對移近量。沿空留巷頂底板、兩幫各測點移近量如圖12、圖13所示。

圖12 沿空留巷頂底板各測點移近量

圖13 沿空留巷兩幫各測點移近量

由圖12、圖13可見，砌墻沿空留巷后變形明顯增大，但總變形量在觀測期內并不是很大，后期頂底板平均總移近量基本維持在250 mm±50 mm，兩幫平均總移近量維持在200 mm±20 mm。巷道有一些底鼓，但和一些深部巷道的底鼓相比，底鼓值較小，墻體基本上穩定，只是在個別地點，受地質構造影響，巷道變形略大。總體來說，沿空留巷是穩定的。

2)混凝土砌塊墻受力分析

在沿空留巷中每隔50 m在墻體底部布置1個壓力計，第1個壓力計距離開切眼50 m，使用數據采集器采集數據，墻體應力監測結果如圖14所示。

圖14 墻體應力監測結果

根據壓力計監測數據顯示，砌墻約130 m以后，墻體受力比較穩定。

綜合以上監測結果，評價1902工作面運輸平巷沿空留巷效果總體良好。利用混凝土砌塊墻作為原位沿空留巷支護可以有效控制頂板下沉，保證所留巷道的整體穩定性。

4 結論

1)選用預制混凝土砌塊的原位充填沿空留巷支護技術，將隔離墻體布置在巷道內進行原位充填，并通過理論計算，得到隔離墻體砌筑寬度范圍為0.75～1.68 m。

2)對比分析墻體寬度為0.8、1.2、1.6 m 3個方案的巷道圍巖塑性破壞、應力、位移情況，隨充填墻體留設寬度增大，墻體切頂能力增強，巷道煤幫的承壓和變形減小，但有一定的范圍，且隨著巷旁充填體寬度的增加，留巷充填體的承載能力越強，巷道圍巖越穩定。當墻體寬度為0.8 m時，煤體水平移近量超過170 mm，隔離墻水平移近量達到70 mm，留巷效果最差；當墻體寬度為1.2、1.6 m時，留巷效果差別不大。最終選擇1.2 m作為留巷墻體留設寬度的方案。

3)通過現場觀測頂底板平均總移近量基本維持在250 mm±50 mm，兩幫平均總移近量維持在 200 mm±20 mm；砌墻約130 m以后，墻體基本上穩定，1902工作面運輸平巷沿空留巷效果總體良好。可為類似條件煤礦應用沿空留巷技術提供借鑒。