綜采半煤沿空掘巷護巷特點及其支護技術研究

歐　欽，王俊超

(1.四川廣旺能源發展(集團)有限責任公司，四川　廣元　648017；

2.四川廣旺集團 船景煤業有限責任公司，四川　宜賓　645250)

·試驗研究·

綜采半煤沿空掘巷護巷特點及其支護技術研究

歐欽1,2，王俊超2

(1.四川廣旺能源發展(集團)有限責任公司，四川廣元648017；

2.四川廣旺集團 船景煤業有限責任公司，四川宜賓645250)

摘要船景煤礦+465 m水平一采區近距離煤層群主要采用留窄煤柱沿空掘巷技術進行各煤層工作面布置，采區內機風巷均沿煤層底板布置。本文以7#、8#煤層為背景，分析了近距離煤層群沿空掘巷護巷特點，并對巷道支護難點及關鍵進行了剖析；確定出半煤巷道沿空掘巷支護方式及其參數，并且在118-16機巷進行試驗，結果表明，該支護方式能夠滿足現場的安全生產需要，保證了工作面的正常接替生產。

關鍵詞半煤巷道；沿空掘巷；近距離煤層群；支護

四川廣旺集團船景煤礦根據主采煤層的地質賦存條件，采用留窄煤柱沿空掘巷布置工作面，各煤層機風巷采用錨網索支護，沿煤層底板布置。目前，該項技術已經成功應用到各煤層機風巷掘進中，迄今為止，已完成巷道施工5 000余m，基本滿足了現場生產的需要，為礦井沿空掘巷錨網索支護技術的廣泛應用奠定了基礎。

1地質條件

船景煤礦+465 m水平一采區主采煤層為7、8-1、8-2共3層煤，總煤厚3.5～7.6 m，平均4.2 m，傾角2°～12°，平均9°，硬度系數f=2～4，煤層賦存結構簡單；直接頂以灰色砂巖、粉砂巖、砂質泥巖為主，厚度3.5～5.26 m，f=4～6；直接底為灰色砂巖，厚度2.75～3．86 m，f=6～10.由于該礦為高瓦斯突出礦井，為避免工作面回采與回采巷道掘進相互影響，礦井主要采用跳采形式進行工作面布置，即回采第一區段的工作面的同時對第三區段的工作面進行布置；工作面機風巷沿煤層底板布置，屬于典型的半煤巷道；基于防滅火及避開相鄰工作面采空區支承壓力影響的考慮，設計留設煤柱寬度為12 m；沿空巷道施工主要采用綜掘，若遇斷層等特殊地質條件，則采用炮掘。

2支護參數確定

2.1　沿空巷道支護難點分析

該礦一采區3個主采煤層硬度比較大，傾角較小，賦存比較穩定，自穩結構能力比較好，地質構造相對較簡單，均有利于沿空半煤巷道采用錨網索支護。目前，該礦井一采區1171首采工作面機風巷采用錨網索支護，在近一年的回采時間內，兩巷道圍巖均比較穩定，都沒有進行大量維修，且保證了現場安全生產。然而由于該礦是采用下行式開采，7號煤層回采完后會立即布置8-1煤層，主要是采用內錯式，留窄煤柱沿空布置，該布置方式，巷道的施工及支護存在著較大的難點：

1) 留設窄煤柱內錯式沿空掘巷技術在一定程度上避開了相鄰工作面采空區支承壓力，但其仍然處在圍巖應力破壞區范圍內，導致圍巖整體性較差，一定程度上損壞了自穩結構，降低了自穩能力。

2) 沿空掘巷巷道的頂部處于上煤層的采空區壓力內；且頂部上方有1層2～3 m與錨桿長度相當的煤體，使之處于煤巖層離層變形范圍內；若遇到較大的圍巖應力，則巷道頂部煤巖層極易發生沿層面離層破壞，導致安全事故或者影響支護效果。

3) +465 m水平一采區為該礦井首采區，為盡快達產，需要快速布置2個工作面及接替工作面，使得生產接續尤為緊張，而回采面采過后采空區穩定時間又相對比較長，至少需要1～2年時間，不利于快速布置工作面；現場布置工作面中必然存在沿空巷道在相鄰工作面殘余圍巖壓力作用范圍內進行施工，也有可能出現掘進頭與回采面相迎的情況，因此，支護設計時，應重點考慮在圍巖壓力長期影響下如何保證巷道穩定。

4) 設計的沿空巷道留設的12 m煤柱在相鄰工作面礦壓作用下會發生整體變形破壞，引起圍巖應力轉移，尤其是在支承壓力重復影響作用范圍下，將大幅度縮小巷道自穩空間。所以，巷道支護設計需要重點考慮在掘進過程中留設煤柱的穩定性。

2.2　巷道斷面和支護參數設計

船景煤礦+465 m水平一采區根據實際地質賦存條件，同時結合上述支護難點及施工工藝，該礦井決定采用錨網索支護，支護參數確定主要是根據組合梁及懸吊理論，同時結合已施工巷道的支護參數以及相鄰礦井的支護參數進行優化而逐步完成，整個設計過程嚴謹科學，又經施工分析、礦壓數據收集和多次優化，最終確定出礦井沿空掘巷巷道斷面錨網索支護設計參數，斷面選用異形斷面，具體斷面支護圖見圖1.

圖1　巷道錨網索支護設計圖

1) 斷面寬度4 000 mm，中高2 700 mm，斷面積10.8 m2.充分考慮相鄰工作面的殘余壓力及預留煤柱的變形，設計時在寬度、高度上分別留有600 mm和400 mm的富余變形量。

2) 巷道主要采用錨網索耦合支護技術，在無煤柱支護技術基礎上，頂部增加了2根錨索，錨索間距為1 500 mm，同時兩幫錨桿間距由以前的1 000 mm減小至800 mm.

3) 錨桿選用該集團公司錨桿廠家生產的左旋無縱筋螺紋鋼等強錨桿。頂部錨桿為2 000 mm×d20 mm，兩幫錨桿為1 500 mm×d20 mm，錨桿間排距均為800 mm；每根錨桿使用1支K2350型錨固劑，錨固長度500 mm；金屬網選用d8 mm鐵絲編織網孔100 mm×100 mm的菱形網；錨梁采用d14 mm鋼筋焊制而成的鋼筋梯子，鋼筋梯長度2 000 mm，寬度70 mm，取其左半部分，具體平面圖見圖2.錨索選用d17.8 mm×7 300 mm預應力鋼絞線，長度7 300 mm，錨固長度1 500 mm，每根錨索使用3支K2350型錨固劑，沿巷道縱線方向每隔2.4 m布置2根錨索，分別布置在距巷道中線兩側750 mm處，間距1.5 m.若遇斷層或者其他地質構造時適當增加錨索。

圖2　鋼筋梯加工平面圖(左半部分)

3施工組織及工藝

結合該礦井施工巷道的礦壓特點以及施工過程中表現出的不足，同時為克服半煤沿空巷道支護的難點，+465 m水平一采區沿空巷道錨網索支護施工主要是大幅度減少了循環進度，采用淺循環作業，減小因開挖受到三向應力作用的影響，循環進尺由1.6 m縮至0.8～1.0 m，綜掘機截割之后立即進行錨桿支護，錨桿、錨索均必須緊跟迎頭；若采用炮掘工藝，則分兩次分批放炮，減小應力集中，達到控制圍巖變形的目的。

4支護結果分析

采用該工藝至今，礦井一采區半煤沿空掘巷巷道總長度目前已超過5 000余m；從所有巷道施工過程來看，根據其受鄰工作面回采過程圍巖壓力影響程度分析結果，可以將留窄煤柱沿空巷道劃分為3類變形情況：

1) 掘進與回采同時進行。

2) 上層煤回采完后立即進行掘進。

3) 上層煤回采完一年，穩定后再掘進。

為了充分說明上述3類情況的支護效果，下面以118-16機巷的施工為例進行分析。118-16工作面是一采區的第6個工作面，與1176工作面相鄰，出于緩解接替緊張需要，在結束1176工作面回采前，準備施工118-16機巷，因此，118-16機巷必然存在掘進與回采同時進行的情形。在該巷道掘進過程中收集到的礦壓數據表明，該巷道在工作面圍巖壓力影響段與鄰工作面回采后穩定段兩個時間段的圍巖變形破壞有較大的不同之處，圍巖變形速率與移近量與鄰工作面距離的變化曲線見圖3.

圖3　118-16機巷沿空掘巷圍巖變形曲線圖

4.1　動壓變形段

與1176回采工作面相向存在的巷道距離約有400 m，根據礦壓數據分析，其圍巖變形過程大致劃分為5個過程：

1) 掘進頭超回采面50 m外，圍巖極為穩定，變形量累計僅有10～30 mm.

2) 掘進頭超回采面超前50～100 m，巷道靠預

留煤柱側開始逐漸變形，煤柱開始破壞。

3) 掘進頭靠近回采面時，圍巖變形比較平穩，煤柱側圍巖壓力緩慢降低。

4) 掘進頭超過回采面50～100 m，由于受到支承壓力作用，發生第二次劇烈變形，底板變形鼓起，錨梁折斷，兩幫、頂底板移近量分別為250～350 mm、360～470 mm；而后變形速率逐漸降低。

5) 掘進頭落后工作面后方100 m以外，圍巖變形速率再一次上升，煤柱向巷道內涌出，頂板下沉速率加快，中部下沉值達到580 mm，兩幫變形量達390 mm.

在該過程中，因事先采用了高預應力錨桿加固巷道頂部煤層及兩幫角，并且采用雙錨索支撐加固頂板等耦合支護方式，大大增強了圍巖抗變形破壞能力，盡管巷道已經發生了較大的變形破壞，仍然維持了其支護結構的整體穩定性，無需進行大量維修，便可以滿足現場生產需要。

4.2　動壓穩定段

118-16機巷落后工作面后方250 m以外時，圍巖變形量及速率都趨于平穩，數值較小，累計變形量控制在200～300 mm.

5結論

1) 相比無煤柱半煤巷道掘進，留窄煤柱沿空掘巷圍巖性質有很大的區別，主要在于：完整性不夠好、自穩能力較低，繼而引起頂部煤巖層離層、冒頂以及留設小煤柱破壞變形，在施工過程中需要采取一定的加固維護措施。

2) +465 m水平一采區118-16沿空掘巷的實踐表明，在采面回采后采空區穩定條件下，通過采取增加頂部錨索、縮減兩幫錨桿間距，降低循環進尺、及時支護等措施，圍巖變形能夠得到有效控制，可以滿足回采需要；若遇鄰工作面較強的圍巖壓力，可以結合鄰近礦井的經驗，預先施工機巷位于鄰工作面的穩定段(內段)，待支承壓力穩定后再施工機巷外段，以達到安全施工的目的。

參考文獻

[1]何滿潮．中國煤礦錨桿支護理論與實踐[M]．北京：科學出版社，2004:77-79．

[2]張榮立．采礦工程設計手冊[M]．北京：煤炭工業出版社，2003:165-168．

Roadway Protected Characteristics of Fully Mechanized Mining Semi Coal Roadway Driving along Goaf and Research on Its Supporting Technology

OU Qin, WANG Junchao

AbstractThe close distance coal seams in No.1 mining area of Chuanjing coal mine +465 m level mainly adopts leaving narrow coal pillar along gob digging roadway technology for the coal seams working face layout, in mining area the conveyor and air roadway arrange along coal seam floor layout. In this paper, takes the 7#and 8#coal seam as the background, analyzes the characteristics of protected roadway driving along goaf in the close distance coal seam, and the difficulty and key of the roadway support are analyzed. Determine the semi coal roadway along goaf driving roadway support way and its parameters, and the 118-16 conveyor roadway is tested. The results show that the support method can meet the needs of the field of safety production, ensure the normal production of the working face.

Key wordsCoal roadway; Roadway driving along goaf; Close distance coal seam group; Supporting

中圖分類號：TD353

文獻標識碼：B

文章編號：1672-0652(2015)12-0008-03

作者簡介：歐欽(1964—)，男，四川大竹人，2005年畢業于四川省委黨校，研究生，高級工程師，主要從事生產管理及礦井支護技術研究工作(E-mail)136554061@qq.com

收稿日期：2015-09-12