官地礦12607綜采面沿空留巷柔模墻支護技術研究

朱云龍

(山西焦煤西山煤電官地礦，山西 太原 030000)

隨著煤炭開采及支護技術發展的進步，煤炭開采效率越來越高，留煤柱護巷也在很多礦井回采巷道中予以應用。在開采深度較大的礦井，護巷煤柱也隨之變寬，產生了資源浪費問題。此外，在回采過程中，護巷煤柱承受的應力逐漸增大，引起巷道垮塌變形，嚴重影響生產[1-3]。為了解決以上問題，提出了一種新型護巷方式即沿空留巷，其具有取消預留煤柱、加大煤炭采出率、防止瓦斯超限、減小圍巖應力等優點[4-8]，引起國內眾多學者的深入研究。

劉建功等[9]為了提高固體充填開采工作面沿充留巷作業效率，降低勞動強度，提出一種沿固體充填工作面后方充填體邊緣留巷的機械化方法，把沿空留巷與充填開采相結合，可最大化地開采資源。柏建彪等[10]在青龍同昌煤礦15102工作面開展沿空留巷試驗研究，以高水材料充填沿空留巷以基礎，提出“基本頂二次破斷”的覆巖頂板運動特征，并開展數值模擬，結果表明充填留巷覆巖基本頂的旋轉下沉是留巷巷道所受外力的主要來源。張智強等[11]在白芨溝煤礦0102～402工作面進行特厚煤層分層開采沿空留巷，提出巷道副幫小煤柱加固方案、特厚煤層分層開采雙柔模墻沿空留巷設計方案實踐結果表明：實施雙柔模墻開采技術后，有助于提高煤炭采出率，頂底板形變量減小，巷道整體留巷效果良好。以上科研成果對沿空留巷技術的快速發展起到了重大促進作用，然而由于國內各煤礦煤層賦存條件各不相同，尤其西山礦區地質條件復雜、開采年限長，此礦區的煤礦在開展留巷時，因開采深度較大、頂板破碎，留巷后頂板變形量大，且煤幫被擠壓凸出、底鼓嚴重，使得沿空留巷技術在西山礦區推廣難度較大[12-13]。

基于西山礦區官地礦在沿空留巷時，存在因開采深度較大、頂板破碎，留巷后頂板形變量大，且煤幫被擠壓凸出、底鼓嚴重的難題，本文以山西焦煤集團西山煤電公司官地礦12607綜采面為研究對象，在12607綜采工作面開展切頂卸壓柔模墻支護技術研究，為鄰近礦井提供了一定的技術依據。

1 工程概況

官地礦12607綜采工作面位于南六采區膠帶巷東南側，工作面上方為12605工作面，回采后預計會造成相鄰巷道頂板破碎變形等狀況。工作面開采煤層為2號煤，工作面標高為999～1 062 m.地面標高范圍1 308～1 488 m，高差180 m.蓋山厚度280～438 m，平均359 m.工作面沿走向和傾向方向的長度分別為851 m和211 m，煤層厚度為2.5～3.1 m，平均厚度為2.78 m，煤層傾角為5～15°，平均傾角為8°.工作面外段軌道運輸巷采用沿空留巷技術，巷道布置如圖1所示。

圖1 工作面布置情況

工作面2號煤層為簡單結構煤層，全工作面穩定可采，以亮煤為主，2號煤層頂板屬于復合型頂板，頂板巖層為砂泥巖互層，具有一般的巖層穩固性，在構造發育地段易垮落。

2 柔模墻支護技術原理

圖2為柔模墻支護技術原理。從圖2得出：將1組爆破孔布置于工作面前方回采側沿空留巷頂板肩角處，開采工作面前借助定向爆破將工作面頂板切頂卸壓，頂板懸臂梁上的應力和懸臂梁回轉的變形壓力明顯下降，巷旁和巷內支護體上的應力進一步降低，從而提高了巷道圍巖力學環境。隨著工作面持續推進，在滯后工作面煤壁一定范圍內，將柔模板安設于支架后方巷旁充填處，利用攪拌機把添加劑、沙子、石子以及水泥以一定比例攪拌均勻形成混凝土，再通過漿液泵供到柔模板內，等混凝土完全凝固穩定之后，最終產生支護強度高的柔模墻[14]。沿空留巷后該柔模墻可成為新的巷幫，既能夠有效支護頂板，抑制頂板下沉，還可以減少采空區有毒有害氣體涌出，確保工作面安全回采。

圖2 柔模墻支護原理

3 支護工藝

3.1 巷道支護

由于12607工作面軌道運輸巷沿空留巷之后遭受兩次采動作用，導致巷道承受的壓力增大，圍巖變形量增大，另外巷道斷面需達到通風與運輸要求，所以沿空留巷的斷面形狀按照梯形進行設計，面積為20.8 m2，選擇“錨桿+錨索+鋼帶+鋼筋網”聯合支護，具體如圖3所示。

圖3 巷道支護(mm)

頂板、回采幫與非回采幫所使用的錨桿型號與錨固力、金屬網均相同，其中頂板錨索按照1排5根布置，間排距與錨固力見表1.同時使用W型鋼帶輔助支護；回采幫不布置錨索，錨桿間排距為700 mm×800 mm，使用H型鋼帶輔助支護；非回采幫與頂板錨桿間排距布置一致，同時采用D10 mm鋼筋焊制成的H型鋼帶輔助支護，并在幫中部布置1根鋼絞線錨索，規格為D21.8 mm×4 200 mm，排距為1 600 mm，設計錨固力≥140 kN.

表1 錨桿和錨索型號

3.2 充填處支護方式

為提高巷旁待充填區域柔模墻的施工速度，減小頂板下沉量，在巷旁待充填區域的支架前方提前鋪設由10號鐵絲編織的雙層菱形網，達到頂板的補強支護，利用架間施工錨索固定菱形網，錨索選用D21.8 mm×7 200 mm，間距設計為1 600 mm.

巷旁待充填地點選擇擋矸方法為“木點柱+金屬網+擋矸板”。使用2塊鋼板焊接成擋矸板，鋼板尺寸為1 600 mm×4 800 mm×50 mm(高×長×厚)，在刮板輸送機機尾側支架上連接好擋矸板，隨著工作面不斷推進，擋矸板持續向前移動；在支架上部提前將金屬網鋪設好，隨著支架不斷前移，金屬網滑落至擋矸板上；在支架的作用下，每次擋矸板被拉移1個步距，就在靠近巷道一側緊貼擋矸板間隔800 mm打設1根木點柱。

3.3 巷旁支護方式

巷旁采用柔模墻來支護，12607軌道運輸巷寬度設計是5.2 m，沿空留巷寬度保持在4.0 m，柔模墻尺寸為1.0 m×4.4 m(寬×高)，柔模板選用C30混凝土制作，長度為3 000 mm.通過提前在柔模板上留設好錨桿孔，在錨桿穿入孔之后，兩端安設好托板和螺母，最后澆筑混凝土，明顯增大了柔模墻強度，降低了墻體橫向變形量。橫向錨桿孔的直徑為22 mm、間排距為750 mm×750 mm，縱向使用H型鋼梁聯合支護，為了抑制柔模板的橫向變形，在每個柔模板施工20根錨桿和4根H型鋼梁，同時在距離柔模板頂部500 mm的區域施工1個泵漿口，其直徑為250 mm.

3.4 巷內臨時支護方式

沿空留巷開展臨時支護工作的范圍為至少超前工作面50 m及滯后工作面100 m，以確保巷道的穩定性和可靠性，支護方式選用“單元支架+單體液壓支柱+鉸接頂梁”。圖4為超前工作面巷道，在非回采幫每間隔2 500 mm布置單元支架，工作面開采時單元支架從超前支護自動轉為滯后支護；在回采幫側每間隔1 000 mm布置單體液壓支柱和鉸接頂梁，與煤壁距離保持在1 000 mm，伴隨工作面開采逐步將其搬移到工作面后方作為滯后支護。位于滯后工作面這段巷道內，單元支架的支護方式仍與超前工作面相同；單體液壓支柱和鉸接頂梁的布置間距不變，仍為1 000 mm，與柔模墻的距離保持在600 mm.

圖4 超前臨時支護

因單元支架具有較高的支護強度和良好的護頂效果，工作面超前及滯后支護均選用單元支架，另外借助單軌吊從后向前移動單元支架循環支護頂板，頂板僅支護1次，解決了傳統的重復支護頂板難題。

4 預裂支護參數確定

4.1 預裂切頂高度及角度

預裂切頂高度計算見公式(1)：

H=(M-VH1-VH2)/(K-1)

(1)

式中：H為預裂切頂高度，m；M為煤層采高，取2.78 m；VH1為頂板下沉量，m；VH2為底鼓量，m；K為碎脹系數(1.3～1.5)，取1.33.

忽略巷道底鼓以及頂板下沉的影響，計算獲得預裂切頂高度為8.42 m，現場實際采用8.5 m爆破，設計卸壓孔與鉛垂線之間的夾角為10°(向采空區側偏轉)，距回采幫的距離為200 mm，每間隔500 mm布置。

4.2 工藝參數選取

借助雙向聚能爆破技術進行預裂爆破。此技術通過組合聚能管與炸藥，結合切頂卸壓關鍵參數改變聚能方向，確保預裂爆破和頂板預裂兩者的方向相同，爆破后形成的能量可以順著聚能方向運移，形成聚能效應，同時形成的張應力作用在聚能方向的頂板巖層，沿著聚能方向貫穿整個預裂炮孔，從而形成預裂切縫面。采用特制的定向聚能爆破管作為雙向聚能裝置，爆破管及爆破使用的炸藥具體參數見表2.

表2 爆破管及炸藥參數

5 現場實踐

5.1 切頂卸壓效果

為了得到合理的炸藥布置順序、炸藥量及封孔長度，在工作面進行聚能爆破切頂卸壓之前，首先開展單孔爆破試驗。現場原位單孔試驗發現，在每個爆破孔安設9卷炸藥時效果最理想，鉆孔封孔長度以及藥卷安裝順序如圖5所示。采用正向起爆方式，藥卷通過導爆索和雙電雷管引爆，相鄰爆破孔之間距離為1 000 mm.

圖5 藥卷安裝順序和封孔長度(mm)

通過雙向聚能爆破技術預裂爆破頂板后，針對鉆孔內部裂縫發育情況借助鉆孔窺視儀進行觀測，鉆孔裂隙發育情況如圖6所示。

由圖6發現，處于鉆孔內不同深度處存在2條較明顯的裂縫，說明實施雙向聚能爆破技術具有良好的切頂卸壓效果。

圖6 切頂卸壓效果

5.2 沿空留巷效果

實施柔模墻支護技術后，成巷效果如圖7所示。

圖7 沿空留巷后的支護效果

從圖7得到，頂板呈現出良好的支護狀態，不存在發生冒頂問題，具有良好的留巷效果。通過現場監測頂板離層量和圍巖變形量來研究沿空留巷效果，在工作面前方20 m處，布置頂板離層監測點，在5 m深度安設淺部基點，在10 m深度安設深部基點，達到觀測不同深度頂板的離層發育狀況；在沿空留巷初始地點布置圍巖變形監測點，借助十字交叉法監測工作面開采一段距離之后的沿空留巷圍巖變形量。

圖8為頂板離層量隨著監測點與工作面距離之間的變化曲線。從圖8發現：①從超前工作面11 m開始，淺部基點的離層量處于平穩狀態，離層量穩定在8 mm；②從超前工作面13 m到滯后工作面16 m，深部基點的離層量呈現出明顯增大趨勢，共計升高15 mm；在滯后工作面16～40 m區域，離層量發生緩慢升高，累計增大4 mm；在滯后工作面40 m后離層量逐漸達到平穩狀態，不再增大，最大離層量為20 mm.

圖8 頂板離層量

圖9為圍巖變形量隨著工作面不斷回采的變化曲線，從圖9發現：①頂底板移近量最大值為443 mm，頂板下沉量最大值為52 mm，占頂底板移近量的12%，巷道底鼓量最大值為381 mm，所以底鼓是導致頂底板變形的主要原因;②巷道煤幫移近量最大值為378 mm，柔模墻移近量最大值為103 mm，所以煤幫變形是導致兩幫變形的主要原因;③圍巖變形量處于滯后工作面0～85 m階段時開始快速升高；圍巖變形量處于滯后工作面超過85 m后，逐漸保持平穩，不再增大，頂底板移近量為429 mm、兩幫移近量為486 mm，巷道形變量不大，基本達到下一個工作面的生產要求。

圖9 圍巖變形量

6 結 語

1) 結合官地礦12607綜采工作面煤層賦存情況，選擇沿空留巷方案為預裂爆破切頂卸壓、柔模墻支護，完成留巷后發現頂板應力大幅度下降，實現了強力支護頂板的目的。

2) 在超前工作面實施雙向聚能爆破技術后，有效對沿空留巷頂板進行切頂卸壓，處于鉆孔內不同深度處存在2條裂縫發育較突出，證明預裂爆破可發揮出良好的切頂卸壓效果。

3) 通過分析頂板離層量及圍巖變形量曲線，發現頂板深部基點和淺部基點的最大離層量分別為20 mm和8 mm，說明在頂板深部或是淺部所產生的離層量都比較小，支護效果良好；當滯后工作面大于85 m后，圍巖變形逐漸保持穩定，此時兩幫移近量保持在486 mm，頂底板移近量保持在429 mm，巷道圍巖變形處于安全生產要求允許區間內，發揮了良好的留巷效果。