厚煤層堅硬頂板大采高工作面沿空留巷技術研究與應用

溫耀軍

（山西凱嘉能源集團有限公司，山西 晉中 032000）

0 引言

2008 年，何滿潮院士提出“切頂短臂梁”理論，即沿巷道頂板預先進行定向預裂，切斷部分頂板巖層的礦山壓力傳遞，進而利用礦山壓力，利用頂板部分巖體，自動形成巷幫，實現無煤柱開采，并于2010 年在川煤集團白皎煤礦2442 工作面首次現場成功應用。

目前切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采技術在各類薄煤層、不同傾角以及復合頂板、破碎頂板條件下的中厚煤層取得了試驗成功，但是尚未對厚煤層、厚硬灰巖頂板條件下的切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采技術展開理論和試驗研究。本文是在厚煤層堅硬頂板條件下開展切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采技術研究，通過現場試驗取得了理想的效果。

1 工程地質條件

義棠煤礦100608 工作面位于礦井北翼，長150 m，回采工藝為大采高一次采全高工藝，采高為5 m。工作面開采煤層為9 號、10 號煤層上段，煤層總厚度6.7 m。工作面埋深416～473 m，平均450 m。工作面回風順槽進行沿空留巷。巷道直接頂為9 號煤層，平均厚度1.2 m，老頂為石灰巖，厚9.3 m，f 值為11～12，老頂上方10 m 范圍內為細砂巖和泥巖交叉沉積，每層厚度為2.5～3.3 m；巷道直接底為10 號煤下段，平均厚度1.5 m，老底為深灰色泥巖，平均厚度4.5 m。巷道斷面為矩形，巷高4 m，巷寬5 m。由于工作面留有底煤，留巷內留設有頂底煤，工作面回采工程中采取注氮、噴灑阻化劑，采后黃泥灌漿的綜合防滅火措施。

2 超前預裂爆破切頂

超前工作面50 m，距離巷道實體煤側巷幫700 mm，采用聚能深孔預裂爆破進行切頂，孔深20 m，終孔位置位于老頂上方9 m 左右位置，爆破孔向實體煤一側傾斜15°，孔間距為760 mm。單孔裝藥量為10.8 kg，裝藥結構為由內向外4-4-4-4-4-3-3-3-3-2-2，孔內串聯連線孔外并聯連線。

3 留巷內補強支護設計

3.1 恒阻錨索支護形式

回風順槽超前工作面80 m，巷道頂板距離切頂線350 mm（距回采側煤幫1 050 mm）補打1 排恒阻錨索進行補強支護，錨索規格為φ21.8 mm×8 300 mm，支護間距為1 000 mm，恒阻錨索平行于巷道走向布置。相鄰恒阻錨索之間用“W”鋼帶連接，W 鋼帶型號為WD-3.0，長度2 500 mm，恒阻器可伸長量不小于450 mm，恒阻值為350 kN。

3.2 常規錨索補強支護形式

回風順槽超前工作面80 m，在巷道頂板中部采用常規錨索補強支護，錨索規格為φ21.8 mm×6 300 mm，錨索屈服力為51 t，破斷力為57 t。補強支護強度確定：巷道冒落拱高為2.5 m，每米巷道冒落拱內巖層重量為31.3 t，再考慮1.2 倍的安全系數和2 倍的動載系數，每米巷道冒落拱內巖層重量為75.1 t；根據鄰近煤礦安益煤礦100505 工作面沿空留巷（巷旁高水充填）的支護及礦壓情況；巷道已擱置時間較長，原有錨網支護難免會存在失效情況，為保證安全不考慮原有錨網支護的作用，則每米巷道錨索補強支護強度不低于75.1t/m。則每排布置2 根錨索，支護間排距為1 800 mm×2 000 mm，補強錨索與巷道原支護錯開布置。

3.3 幫錨索補強支護形式

在留巷煤柱側超前工作面20 m，巷幫中部補支1 排幫錨索，錨索規格為φ21.8 mm×4 200 mm，支護索間距為2 000 mm。

3.4 頂錨桿補強支護

在留巷端頭支架后行人通道內，沿巷道走向補強支設頂錨桿，錨桿采用φ22 mm×2 400 mm 的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿屈服力為22 t，破斷力為27 t。補強支護強度確定：巷道頂板不穩定巖層為1.2 m 厚的9 號煤，每米巷道內不穩定巖層重量為7.8 t，再考慮1.2 倍的安全系數和2 倍的動載系數，每米巷道不穩定巖層重量為18.7 t；根據鄰近煤礦安益煤礦100505 工作面沿空留巷（巷旁高水充填）的支護及礦壓情況；巷道已擱置時間較長，原有錨網支護難免會存在失效情況，為保證安全不考慮原有錨網支護的作用，則每米巷道錨桿補強支護強度不低于18.7 t/m。再結合頂板煤體的破碎情況和網片鋪設的需求，每排布置3 根錨桿，錨桿支護間排距為1 200 mm×1 000 mm。錨桿采用W 鋼帶聯結，型號為WD-3.0，長度2 500 mm。網片采用規格為φ1.8 mm×1 200 mm×4 000 mm 的鋼絲網。留巷內補強支護示意圖如圖1 所示。

圖1 留巷內補強支護示意Fig.1 Reinforcement support in retaining roadway

4 巷旁支護設計

距離留巷內端頭支架架后1 m，采用柱梁桁架支護進行留巷巷旁支護。柱梁桁架支護每排布置5根DW45-200/110 型單體支柱，選用十字鉸接頂梁（0.6 m）+鉸接頂梁（1 m）進行聯結，單體柱柱距為0.5 m，排距為0.6 m，支柱全部上柱鞋和防倒繩，柱鞋規格為300 mm×300 mm×16 mm 的鐵板，每排單體支柱靠近采空的第一根與第二根間采用400 mm×300 mm 的方木撐實。巷旁支護示意如圖2 所示。

圖2 現場巷旁支護Fig.2 On-site roadside support

5 相似模擬研究

假定采空區后方距回采工作面的10～80 m 距離與平面模型工作面循環結束后1～8 d 相對應。把立體模型簡化為平面應變模型，采用平面相似模擬試驗臺模擬工作面循環結束后1～8 d 側向頂板垮落移動規律，沿空留巷巷道圍巖應變變化規律。

（1）實驗相似比的確定。

煤層埋藏平均深度為450 m，采高5 m，根據原型條件和實驗室平面應變試驗臺尺寸（試驗臺幾何尺寸：長×高×寬=3 000 mm×3 000 mm×200 mm），確定試驗幾何比為0.01，容重相似比為0.6；應力相似比為0.006；時間相似比為0.01。

（2）相似材料配比。

根據模型與原型的應力相似比換算出模擬材料的容重、抗壓強度，逐層選取材料配比。根據相似材料配比表查得模擬材料的配比為∶砂∶碳酸鈣∶石膏為9∶0.5∶0.5。水膠比為0.1。

（3）載荷條件。

根據計算補償載荷數據，設計采用2 個液壓油缸串聯加壓實現載荷補償，經計算確定油缸的壓力為1.406 MPa。

（4）模型的邊界條件。

模型的四周和頂板用20 號槽鋼和有機玻璃板約束，上面用液壓油缸加載，模型兩側各留300 mm 寬煤柱。

模型制作后，干燥3 d 后，打開玻璃板進行位移測點布置，為全站儀量測選取基點，測取各測點初讀數，同時進行壓力盒和應變儀連線。

（5）開挖過程。

把模型簡化為平面應變模型，從工作面中部向兩邊開挖。右邊為頂板切縫深度為20 m，在開挖時，預先在留設的巷道進行頂板切縫，實驗模型及開挖過程如圖3 所示。

圖3 相似模擬模型及開挖工程Fig.3 Similar simulation model and excavation engineering drawing

（6）實驗結果。

根據實驗效果（圖4）可知，按照設計的留巷支護方案，巷道頂底板移近量控制在0.5 m 以內（其中頂板下沉量控制在150 mm 以內，底鼓量控制在350 mm 左右），能滿足巷道重復利用的需求。

圖4 相似模擬結果Fig.4 Similar simulation results

6 現場擋矸支護設計

為了防止采空區的矸石躥入巷道及減少采空區漏風，采用鋼筋網、鋼絲網、單體支柱、L 型鐵鞋與可伸縮U 型鋼進行聯合支護。可伸縮U 型鋼靠近采空支設一排，支設間距600 mm。在靠近采空區側，先鋪設一層鋼絲網（內）和鋼筋網（外），風筒布布置在網夾層內；后架設U 型鋼，采用可伸縮29U 型鋼上下兩節可縮性搭接，U 型鋼長2.5 m（可根據巷道高度適當調整），相鄰U 型鋼采用4 道鏈板鏈接；同時在擋矸棚的中部增設加強裝置，以阻斷擋矸棚側壓導致的支柱變形、傾倒問題；加強裝置采用橫梁+斜撐的結構，橫梁為1.5 m 工字鋼梁，斜撐為2.5 m 工字鋼腿。每個橫梁下方采用兩道斜撐支設，斜撐居中布置，間距為0.6 m。每道橫梁與3 道U 型鋼相連，橫梁間錯茬布置，連為一體。兩相鄰L 型鐵鞋采用500 mm×300 mm 的方木撐實。鋼絲網、鋼筋網一端與巷幫頂部網搭接，另一端與底板接觸。鋼筋網采用φ6 mm的鋼筋焊接網，鋼筋網尺寸為2 500 mm×4 000 mm，鋼絲網尺寸為1 000×10 000 mm。擋矸設施支護好后，需要進行噴漿處理，噴漿厚度為200 mm，混凝土強度為C20。擋矸支護如圖5 所示。

圖5 擋矸支護圖Fig.5 Gangue retaining support

7 礦壓觀測結果

根據巷旁支護單體支柱壓力觀測數據分析，留巷段單體支柱在距工作面0～40 m，受工作面周期來壓影響，柱壓呈總體上升趨勢；受工作面采動影響，部分單體支柱出現卸載現象，滯后工作面180 m 后，柱壓基本穩定，單體柱壓力變化值在0.1～0.2 MPa/d 左右。

根據留巷頂板動態應變儀實測數據顯示，頂底板最大移近量不超過350 mm。工作面推進100 m范圍，頂底板移近量呈明顯增大的趨勢；工作面推進100～150 m 時，頂底板移近量增大趨勢減緩；工作面推進超過150 m 以后，頂底板移近量逐漸趨于穩定。

綜合礦壓分析表明，留巷內頂板下沉量不大，頂底板移近量基本控制在350 mm 以內，兩幫移近量基本控制在500 mm 以內。從整體留巷來看，巷道變形在可控范圍內。礦壓觀測結果如圖6 所示。

圖6 礦壓觀測結果Fig.6 Observation results of mine pressure

與以往留設煤柱（煤柱寬度20 m）巷道圍巖變形相比，沿空留巷圍巖變形較小。留設煤柱巷道頂底板移近量一般為380～550 mm，大于沿空留巷的頂底板變形量；兩幫移近量一般為460～580 mm，與沿空留巷的幫變形量相差不大。但遇斷層地段，沿空留巷圍巖變形較大，頂底板移近量達650～800 mm，頂板破碎，底鼓現象明顯；幫鼓量達560～670 mm。采取切頂措施后工作面周期來壓步距為10～13 m，來壓時持續時間為1 d 左右，而以往工作面周期來壓步距為18～27 m，來壓時持續時間為2～3 d。通過礦壓數據分析可知，采取切頂卸壓措施后，能有效地改善工作面和巷道的應力環境，降低工作的礦壓顯現。另外，采取沿空留巷技術，將巷道布置在低應力區，能進一步降低巷道的礦山壓力。

8 單體支柱的回撤

待巷道穩定后，為節約留巷成本，根據礦壓觀測結果，對滯后工作面200 m 的留巷巷旁支護進行分批、有計劃地回撤。對巷內每排靠近巷道的1 號和2 號單體柱進行回撤，單次回撤長度20 m。回撤后的留巷巷旁支護單體支柱由原先每排5 根變為3 根。具體施工方案：進行巷道圍巖變形觀測，當頂板下沉量小于1 mm/d 時準備回撤。首先將單體支柱從后方間隔向前回撤，回撤至工作面端頭支架后方備用，依次循環使用。回撤完畢后布點觀測，待礦壓及頂底板移近量穩定后進行下一步的回撤。

9 結語

該沿空留巷技術是在5 m 大采高、厚煤層、厚硬灰巖頂板條件下實施完成的，在整個國內成功實踐應用的沒有先例。通過理論設計、相似模擬研究以及現場應用和礦壓觀測得出，試驗效果明顯，經濟及社會效益可觀。該留巷技術既能滿足工作面推進速度快、巷高達4 m 高度條件下有效擋矸、工作面頂板厚硬能及時垮落，又能實現留巷材料可回收重復利用，節省了支護成本，同時也避免了利用充填材料留巷出現后期充填體風化變酥強度降低的風險。