放頂煤回采初始階段沿空留巷礦壓分析

王蓋克

（山西蘭花集團(tuán)東峰煤礦有限公司，山西 晉城 048000）

1 沿空留巷工程概況

東峰煤礦位于山西省高平市原村鄉(xiāng)境內(nèi)，井田面積15.500 9 km2，核定生產(chǎn)能力為1.20 Mt/a，現(xiàn)開采3#煤層，煤層平均厚度6 m，采用綜合放頂煤采煤法。為有效解決工作面回風(fēng)隅角瓦斯集聚、提高資源回收率等問題，有效降低生產(chǎn)成本，東峰煤礦于2014年7月與西安科技大學(xué)進(jìn)行了沿空留巷技術(shù)合作，在井下3G02工作面軌道順槽試驗(yàn)性開采[1-6]。東峰煤礦沿空留巷采用柔模混凝土連續(xù)墻技術(shù)，柔模混凝土墻體厚1.2 m，混凝土墻高度3.1～3.2 m，留巷寬度4 m。巷內(nèi)采用‘錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護(hù)方式，頂板錨索采用三二三二布置，錨索型號為Φ17.8 mm×8 400 mm，頂板每排采用6根高強(qiáng)錨桿支護(hù)，錨桿型號為Φ20 mm×2 200 mm，間距950 mm，排距950 mm，煤幫采用高強(qiáng)錨桿進(jìn)行支護(hù)，每排4根，錨桿型號為Φ20 mm×2 200 mm，間距750 mm，排距950 mm。采空區(qū)圍護(hù)采用ZRL9220/22/34D沿空留巷擋矸支架配合雙層金屬網(wǎng)維護(hù)，支架由2排窄體支架組成，外形尺寸6.5 m×1.6 m×2.2 m，支架工作阻力9 220 kN，初撐力7 760 kN，支護(hù)強(qiáng)度1.2 MPa。超前工作面40 m范圍內(nèi)沿順槽走向采用一梁五柱進(jìn)行臨時(shí)加強(qiáng)支護(hù)，排距1 000 mm；滯后工作面100 m范圍內(nèi)沿順槽走向采用一梁三柱臨時(shí)加強(qiáng)支護(hù)，排距1 000 mm，單體支柱的型號為DW31.5，超前π型鋼梁的長度為4 800 mm，滯后π型鋼梁的長度為3 600 mm。2017年4月，3G02工作面回采結(jié)束，3G02軌道順槽共留巷615 m，其將作為相鄰3G01工作面的回風(fēng)順槽進(jìn)行二次回采，見圖1。2019年5月1日3G01工作面正式回采，截至2019年7月1日16點(diǎn)班，3G01工作面推進(jìn)至661 m，留巷段推進(jìn)100 m，總推進(jìn)186 m。

圖1 3G01頂?shù)装寮伴_采條件

3G01工作面開采3號煤層，平均厚度5.96 m，煤層傾角1°～7°，工作面開切眼長度216 m，可推進(jìn)長度756 m，煤層頂?shù)装迩闆r見表1。工作面采用走向長壁綜采放頂煤采煤方法，全部跨落法管理頂板，電牽引雙滾筒采煤機(jī)割煤；工作面采高2.6 m，循環(huán)進(jìn)度0.6 m，放煤高度3.36 m。工作面采用三八作業(yè)制度，兩采一準(zhǔn)備作業(yè)方式，檢修班澆筑柔模混凝土墻體。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

2 礦壓分析

2.1 初次來壓與周期來壓分析

因3G01工作面煤質(zhì)較硬，2019年3月對3G01工作面實(shí)施頂板預(yù)裂爆破措施。回采過程中根據(jù)頂板在線監(jiān)測系統(tǒng)顯示，做出液壓支架壓力曲線，見圖2。初采過程中，5月9日工作面液壓支架壓力增大，現(xiàn)場出現(xiàn)片幫、爆頂?shù)痊F(xiàn)象，且工作面所有液壓支架頂煤基本全部垮落，推測為直接頂垮落（垮落步距28 m）。隨后推進(jìn)過程中，液壓支架壓力逐步增大，至5月16日液壓支架壓力達(dá)到短期峰值，隨后推進(jìn)過程中壓力基本趨于穩(wěn)定，推測為老頂垮落（初次來壓步距46 m）。5月21日、22日，推進(jìn)63 m時(shí)，壓力較前幾日明顯增大，結(jié)合現(xiàn)場實(shí)際情況，推測為老頂完全垮落后第一次周期來壓（來壓步距17 m），此時(shí)3G01回風(fēng)順槽已接近沿空留巷處，巷道無變形。6月2日，推進(jìn)99 m時(shí)，工作面液壓支架壓力達(dá)到峰值，此時(shí)剛回采至沿空留巷段15 m，此次為進(jìn)入留巷段首次來壓（來壓步距30 m），工作面機(jī)尾段壓力較前段時(shí)間小幅增加。6月9日，推進(jìn)120 m時(shí)，工作面液壓支架壓力達(dá)到短期最大值，工作面頂板有爆頂聲，煤壁有片幫現(xiàn)象，液壓支柱后柱壓力明顯增加（來壓步距20 m），巷道頂幫錨桿錨索壓力增加1～5 MPa。6月18、19日推進(jìn)至695 m時(shí)（留巷段推進(jìn)65 m左右，總推進(jìn)150 m），工作面液壓支架壓力平均達(dá)到35 MPa，且超前20 m范圍內(nèi)出現(xiàn)靠墻體側(cè)的頂板下沉和巷道中部的底鼓，以及錨桿錨索壓力增大的現(xiàn)象，推斷為周期來壓，且較前三次來壓更為強(qiáng)烈（前三次來壓平均壓力30 MPa左右），分析此次來壓為留巷段回采過程中首次大面積來壓(來壓步距28 m)。截至6月底，3G01工作面周期來壓4次，來壓步距分別為17 m、30 m、20 m、28 m，初次來壓步距46 m。

圖2 工作面液壓支架壓力曲線

與3G02工作面回采時(shí)礦壓對比分析，3G02工作面初次來壓步距為56 m。周期來壓步距為25～35 m，回采推進(jìn)187 m時(shí)，工作面和沿空留巷大面積來壓，沿空留巷出現(xiàn)不同程度的底板下沉現(xiàn)象（10～100 mm），分析為沿空留巷見方來壓，即推進(jìn)長度與開切眼長度基本一致時(shí)，出現(xiàn)大范圍來壓現(xiàn)象。與3G02工作面相比，3G01工作面初次來壓步距46 m，較3G02工作面初次來壓步距56 m減少10 m。分析可知沿空留巷二次回采時(shí)因巷道遭到二次破壞，初次來壓步距和周期來壓步距均出現(xiàn)不同程度的減小，且初采過程中礦壓現(xiàn)象較為明顯。

2.2 工作面液壓支架壓力橫向?qū)Ρ?/h3>

將工作面液壓支架分為機(jī)頭段、中間段、機(jī)尾段進(jìn)行橫向?qū)Ρ龋簤褐Ъ軌毫η€見圖3。

由圖3可知，回采過程中，0～100 m段時(shí)，機(jī)頭段、中間段、機(jī)尾段液壓支架平均壓力相差不大。100～186 m段，機(jī)尾液壓支架壓力值較機(jī)頭段、中間段支架壓力明顯增大。此段為留巷段回采，受留巷段影響，機(jī)尾段液壓支架壓力普遍較大，表明3G02采空區(qū)對與之較近的機(jī)尾段液壓支架壓力有著明顯的影響。

圖3 工作面液壓支架壓力橫向?qū)Ρ?/p>

2.3 巷道變形分析

（1）頂?shù)装遄冃?/p>

6月14日3G01回風(fēng)順槽推進(jìn)至709 m時(shí)，700 m處巷道高度由2.77 m變?yōu)?.68 m，頂板離層儀無變形，故此處變形主要為底鼓（底鼓量為0.09 m）。6月15日16點(diǎn)班，3G01回風(fēng)順槽超前20 m范圍內(nèi)壓力顯現(xiàn)，靠近墻體側(cè)5～6根單體液壓柱出現(xiàn)行程縮短和三用閥滲液現(xiàn)象（靠墻體側(cè)下沉0.05 m左右），墻體肩角噴漿漿體開裂，表明頂板壓力增加。6月18日、19日，3G01回風(fēng)順槽推進(jìn)至696 m時(shí)，680 m處靠墻體側(cè)頂板下沉，變形量為0.05～0.1 m左右。工作面機(jī)尾前后3 m范圍出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象，底鼓量0.1 m左右。6月24日，3G01回風(fēng)順槽推進(jìn)至680 m時(shí)，超前20 m范圍內(nèi)靠墻體側(cè)頂板出現(xiàn)剪切下沉，下沉量0.1～0.2 m，單體柱無戳底現(xiàn)象。

分析可知，沿空留巷段初采過程中，巷道壓力主要表現(xiàn)為頂板壓力增加，局部出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。

（2）兩幫變形

6月19日3G01回風(fēng)順槽推進(jìn)至696 m時(shí)（留巷推進(jìn)至65 m左右），超前20 m范圍內(nèi)南幫（煤幫側(cè)）出現(xiàn)不同程度的幫鼓現(xiàn)象。上部外鼓約200 mm左右，較明顯，下側(cè)煤幫外鼓較少，約100 mm左右。

（3）變形規(guī)律分析

圖4、圖5、圖6分別為650 m、600 m、550 m三處測點(diǎn)的頂?shù)装逦灰屏壳€圖。650 m處測點(diǎn)頂?shù)装逦灰屏砍跏贾禐?.61 m，距煤壁20 m之外時(shí)，頂?shù)装逦灰屏繜o變化，距煤壁20～5 m時(shí)，頂?shù)装逦灰屏繙p小，由2.61 m減少至2.5 m，變形量為0.11 m，距煤壁5～0 m時(shí)，位移量出現(xiàn)急劇變化，減小至2.4 m。600 m處測點(diǎn)頂?shù)装逦灰屏砍跏贾?.6 m，距煤壁20 m之外時(shí)，頂?shù)装逦灰屏繜o變化，距煤壁20～5 m時(shí)，頂?shù)装逦灰屏繙p小，由2.6 m減少至2.38 m，變形量為0.22 m，距煤壁5～0 m時(shí)，位移量出現(xiàn)急劇變化，減小至2.1 m，變形量為0.28 m。550 m測點(diǎn)頂?shù)装逦灰屏砍跏贾?.78 m，距煤壁20 m之外時(shí)，頂?shù)装逦灰屏繜o變化，距煤壁20～5 m時(shí)，頂?shù)装逦灰屏炕旧铣示€性減小，由2.78 m減少至2.5 m，變形量為0.28 m，距煤壁5～0 m時(shí)，位移量出現(xiàn)急劇變化，減小至2.35 m，變形量為0.15 m。

圖4 650 m頂?shù)装逦灰屏壳€

圖5 600 m頂?shù)装逦灰屏壳€

圖6 550 m頂?shù)装逦灰屏壳€

由圖4、圖5、圖6可以看出，沿空留巷在推進(jìn)前200 m時(shí)，頂?shù)装逦灰屏孔冃沃饕憩F(xiàn)在超前20 m范圍之內(nèi)，超前20～5 m范圍頂?shù)装遄冃瘟砍霈F(xiàn)不同程度的減小，變形量在0.1～0.3 m之間，且隨推進(jìn)長度的增加，變形量增加。超前5～0 m范圍為壓力較大區(qū)域，隨推進(jìn)頂?shù)装遄冃瘟考眲p小，變形量在0.12～0.3 m之間。

綜上可知，沿空留巷回采推進(jìn)過程中巷道變形主要為超前20 m范圍，變形主要表現(xiàn)為靠墻體側(cè)的頂板下沉、煤幫上部的幫鼓；煤幫下部和底板壓力局部增加，較頂板壓力不明顯。

3 初采期間頂板管理措施

1）因沿空留巷回采時(shí)，巷道屬于二次破壞，且頂板壓力和煤幫上部壓力明顯增加，頂幫壓力較大時(shí)可能導(dǎo)致錨桿錨索射出傷人。采取措施：超前范圍內(nèi)錨索采用雙放射裝置，同時(shí)在超前45 m范圍內(nèi)采用金屬防護(hù)網(wǎng)對頂幫錨桿錨索進(jìn)行防射。

2）留巷回采過程中，超前支護(hù)20 m范圍，靠近墻體側(cè)頂板壓力顯現(xiàn)增加，部分單體支柱受壓力變化影響，出現(xiàn)單體柱三用閥向外滲液，且出現(xiàn)行程縮短和壓死現(xiàn)象。采取措施：對于頂板壓力較大，靠墻體側(cè)下沉問題，根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際情況，在靠近柔模墻體側(cè)的兩排支護(hù)單體支柱內(nèi)每兩根支柱中間增設(shè)1～2根DW-25型單體液壓支柱來加強(qiáng)超前20 m范圍內(nèi)的支護(hù)強(qiáng)度，同時(shí)加工單體柱三用閥放射裝置。

3）根據(jù)分析，回采過程中煤幫側(cè)壓力明顯增加。為減小沿空留巷煤幫側(cè)壓力，在沿空留巷回采過程中，在3G01回風(fēng)順槽超前段南幫每1 m施工一個(gè)泄壓孔，及時(shí)將幫部壓力卸載。

4 結(jié)語

截至2019年7月初，3G01沿空留巷已推進(jìn)100 m，初采段結(jié)束。推進(jìn)0～45 m段、71～100 m段，壓力顯現(xiàn)不明顯，壓力主要表現(xiàn)為靠墻體側(cè)頂板下沉。推進(jìn)45～71 m段時(shí)，礦壓顯現(xiàn)較明顯。具體結(jié)論如下：

1）3G01沿空留巷二次回采時(shí)初次來壓步距和周期來壓步距均出現(xiàn)不同程度的減小，且初采過程中礦壓現(xiàn)象較為明顯。

2）初采第一次大范圍來壓時(shí)，巷道壓力主要表現(xiàn)為超前20 m范圍，巷道變形主要表現(xiàn)為靠墻體側(cè)的頂板剪切下沉，煤幫上部的幫鼓，以及輕微的底鼓。靠墻體側(cè)頂板變形最為明顯，繼續(xù)推進(jìn)過程中需加強(qiáng)觀測。

3）沿空留巷推進(jìn)過程中，柔模混凝土墻體未出現(xiàn)變形、傾斜、破裂等現(xiàn)象，表明柔模墻體強(qiáng)度足夠，可滿足正常回采。

4）初采時(shí)留巷段超前20 m范圍外壓力無明顯變化，需進(jìn)一步觀測。

5）沿空留巷回采時(shí)應(yīng)增加超前支護(hù)的強(qiáng)度和密度。