煤礦工作面沿空留巷支護技術方案的設計及應用

賈志興

（山西寧武大運華盛老窯溝煤業有限公司， 山西 忻州 036700）

引言

在煤礦生產實踐中對安全構成威脅的因素是多方面的，主要危險源包括礦井內部瓦斯、粉塵等易燃易爆物質，以及巷道支護技術等[1-3]。巷道支護技術方案是確保整個采煤過程安全的關鍵。當前階段很多煤礦企業采用沿空留巷技術進行煤礦開采，因為這種開采技術在實踐中表現出了很大優勢，比如能夠在很大程度上降低巷道掘進工作量、規避瓦斯爆炸安全問題等[4-5]。為保障沿空留巷安全，必須采用先進的巷道支護技術方案對其進行保護，避免出現嚴重的變形問題[6]。本文以某煤礦工作面沿空留巷為案例，詳細闡述了沿空留巷巷道支護技術方案技術參數及其實踐應用效果，以期能夠為其他煤礦企業提供一定的借鑒作用。

1 煤礦工作面及沿空留巷概況

某煤礦工作面的走向長度和傾斜長度分別為1 850 m 和 190 m 左右。煤層厚度在 1.32～2.53 m 范圍內，平均厚度為1.63m，工作面傾角大小在3°～10°范圍內，傾角平均值為5°左右。該煤層整體情況相對穩定，且結構很簡單，只有部分區域存在0.2 m 左右厚度夾矸。工作面的老頂、直接頂、偽頂分別以石灰巖、細粒砂巖和頁巖為主，其厚度分別在7.63～10.24 m、1.12～4.32 m、0.1～0.5 m 范圍內，平均厚度分別為7.28 m、2.86 m 和0.23 m。其中老頂整體上比較致密堅硬，但直接頂內部包含有大量的泥質砂巖，且部分地方存在裂隙發育，整體上較為松散。工作面直接底和老底分別以砂質泥巖和中粒砂巖為主，其厚度范圍分別為1.22～3.94 m 和1.01～4.32 m，厚度平均值分別約為2.52 m 和2.15 m。直接底的性質決定了遇水時容易出現軟化的問題。該工作面的運輸巷道為了滿足實際需要采用的是沿空留巷工程，巷道的長度和寬度分別為4.8 m 和3 m。

2 沿空留巷支護技術方案的設計

2.1 基本支護技術參數

2.1.1 頂板支護技術參數

錨桿采用的是左旋高強度螺紋鋼錨桿，其直徑和長度分別為20 mm 和2.4 m，同排錨桿間距設置為0.8 m，相鄰兩排錨桿的間距設置為0.9 m，通過錨頭錨固的方式進行安裝，預緊力矩設置為250 N·m。每根錨桿在安裝時需要使用一支樹脂型錨固劑。此外還需要配套使用拱形托盤，托盤必須具備有足夠的強度，其規格尺寸為160 mm×160 mm×80 mm。在錨桿安裝角度方面，與兩幫位置相鄰的錨桿安裝角度與頂板呈15°向外安裝，其余錨桿全部與頂板垂直安裝。

頂板錨索采用的是鋼絞繩，其直徑和長度分別為21.6 mm 和10.3 m，同排錨桿之間的距離設置為1.6 m，相鄰兩排錨桿之間的距離與錨桿一樣設置為0.9 m，通過端頭錨固的方式進行安裝，錨索預緊力設置為260 kN。每根錨索在安裝時需要使用三支樹脂型錨固劑，此外也需要使用拱形托盤，托盤要求具備足夠強度，規格尺寸為160 mm×160 mm×100 mm。所有錨索均與頂板保持垂直安裝。

為了進一步保障錨桿錨索的穩定性，利用直徑為14 mm 的鋼筋將相鄰錨桿錨索進行焊接連接，使之形成一個整體。除錨桿和錨索外，還使用了菱形金屬網進行護頂，其中金屬網是通過5 號鋼筋焊接制作而成，菱形邊長為100 mm。菱形金屬網搭接時要求搭邊長度不低于100 mm，且利用鋼絲進行牢固捆扎。

2.1.2 幫部支護

兩幫位置只需要使用金屬網和錨桿即可，無需使用錨索，且錨桿和菱形金屬網的型號、技術參數全部與頂板相同。幫部位置錨桿的間距設置為0.9 m，相鄰兩排錨桿之間的間距同樣設置為0.9 m。通過端頭錨固的方式進行安裝，安裝時需要使用一支樹脂型錨固劑，全部與幫部平面保持垂直安裝。相鄰兩排錨桿利用直徑為14 mm 的鋼筋進行焊接連接，使之形成一個整體提升穩定性。

2.2 補強支護技術參數

以上基本支護技術方案在實踐中存在一定缺陷，導致巷道圍巖局部位置出現了較大的變形，存在一定的安全隱患，為了進一步提升巷道圍巖穩定性，在上述基礎支護方案的基礎上進行了補強處理。在頂板位置增加設置預應力混凝土鋼絞線錨索，每排數量為3 根，錨索直徑和長度分別為21.6mm 和8.3m。同排錨索之間的距離設置為1.6 m，相鄰兩排之間的距離設置為1.8 m，錨索預緊力設置為260 kN。另外在幫部位置同樣設置規格和型號相同的錨索，每排設置2 根，間距設置為1.2 m，相鄰兩排錨索的距離設置為1.8 m，預緊力不得低于160 kN。鑒于煤柱部位比較特殊，在對應位置幫底區域增加設置1 根錨桿，與幫部平面呈15°向下安裝，錨桿規格及安裝方式均與基本支護方案相同，如圖1 所示。

2.3 充填體支護技術參數

在工作面沿空留巷圍巖比較松軟的部位進行工作時，需要通過充填體進行充填。本研究中使用的充填體積水灰質量比為1.5∶1，正常情況下充填體強度大小為10 MPa，充填體寬度大小為2 m。充填體是否穩定對整個支護體系有重大影響，基于此在充填體內部設計了鋼筋網，并且將鋼筋網與錨桿、錨索和菱形金屬網進行直接連接，使所有的支護單元形成完整的支護體系。

3 支護技術方案實踐應用研究

3.1 巷道圍巖變形情況

為驗證本文設計的沿空留巷支護技術方案的實踐應用效果，將該方案應用到煤礦實踐中，對巷道圍巖表面變形情況進行持續監測。

圖1 補強后的沿空留巷支護技術方案截面示意圖（未標單位：mm）

1）監測點設計。為了更加全面地對巷道圍巖表面變形情況進行監測，設置了4 個監測點，相鄰監測點之間的距離控制在20 m 左右，其中第1 個監測點設置在與開切眼距離10 m 左右的位置?？紤]到剛開始階段巷道圍巖表面變形情況比較顯著，所以在此階段每天進行1 次監測，后續則每周開展1 次監測即可。為盡可能降低監測誤差，每次開展測量時，需要單獨測量兩次取平均值，最終結果取4 個監測點的平均值。

2）監測結果分析。對沿空留巷巷道圍巖表面的變形情況進行連續監測，統計分析監測結果，如圖2所示。從圖中可以看出，剛開始階段巷道圍巖表面變形速率相對較快，隨著時間推移其變形速率越來越慢，最終保持穩定，沿空留巷巷道圍巖基本不再出現明顯的變形。整個變形期間巷道頂底板的變形速率約在3～12 mm/d 范圍內，兩幫變形速率大約在2～7 mm/d 范圍內。穩定階段，設置的4 個監測點其頂底板最大移近量分別為 198 mm、213 mm、183 mm 和214 mm，平均值大小為202 mm。對應的兩幫最大移近量分別為 89 mm、105 mm、98 mm 和 108 mm，平均值大小為100 mm。

通過對巷道圍巖表面變形情況進行實地監測，發現巷道圍巖累積變形在合理范圍內，說明巷道圍巖穩定性得到了有效控制，不會出現非常大的變形進而威脅煤礦開采安全。因此可以認為本文設計的煤礦工作面沿空留巷巷道支護技術方案是科學合理的，能夠滿足實際使用需要，進而保障煤礦開采安全。

3.2 經濟效益分析

本文所述煤礦工作面采用沿空留巷開采技術，能夠減少掘進巷道長度900 m。根據以往經驗在掘進巷道時每米需要約4 000 元成本，則在巷道掘進成本方面可以節約360 萬元左右。采用沿空留巷開采技術可以多開采的寬度約為20 m，整個巷道長度約為900 m，煤層厚度平均值為1.63 m，煤礦開采率按96%計算，煤礦資源密度大小按1.4 t/m3計算，則可以多開采的煤炭約為3.94 萬t，按照煤炭資源售賣價格每噸500 元計算，則可以為煤礦企業創造1 970 萬元的收入?；谝陨戏治隹梢钥闯觯捎醚乜樟粝锊擅杭夹g并配合使用科學的支護技術方案，能夠為煤礦企業創造良好的經濟效益。

圖2 巷道圍巖表面變形情況統計結果

4 結論

沿空留巷開采技術在實踐中表現出了很大優勢，因此其使用范圍越來越廣。但沿空留巷對巷道支護技術方案提出了相對較高的要求，通常需要在傳統的巷道支護技術方案的基礎上進行補強處理，才能夠保障其安全。本文基于某煤礦實際情況對沿空留巷支護技術方案進行了系統全面的設計，基于實踐監測結果發現設計的巷道支護技術方案能夠滿足實際使用需要，可以保障圍巖穩定性從而確保煤礦開采安全。經過初步統計分析發現，采用沿空留巷開采技術并配合使用先進的支護技術方案，能夠為煤礦企業創造約2 330 萬元的收入，經濟效益顯著。