松軟煤層綜放面沿空留巷圍巖控制技術研究

張玉龍

沿空留巷是無煤柱連續開采、煤與瓦斯共采以及煤層群連續卸壓開采等技術的空間基礎。目前薄及中厚煤層、頂板為巖層等條件的沿空留巷技術已趨成熟，但針對“三軟”煤層且煤層厚度變化較大的綜采放頂煤沿空留巷研究較少。白坪煤礦設計年生產能力1.8 Mt/a,采用主斜井、副立井開拓，劃分為二個水平上下山開采，開采煤層為山西組二1煤層，屬于豫西典型“三軟”煤層。近年來，隨著生產能力的逐步提高，白坪煤礦為了解決21001與21021綜放工作面接替問題，實現快速掘進，決定在21001下巷采用沿空留巷技術。由于該礦煤層厚度變化大，且巷道頂底板均為軟弱煤層，一次采出煤層厚度大、覆巖運動形成的結構遠離采場，留巷巷道礦壓顯現明顯、動壓持續時間長。因此，研究松軟煤層綜放沿空留巷圍巖穩定機理，以便提供合理的圍巖控制技術，是滿足現場安全生產的迫切需求。

1 工程地質條件

21001工作面位于21采區西翼，西至F19斷層保護煤柱，東至21采區上部車場，南為11221工作面采空區，北為21021準備工作面，21001工作面走向長度795 m，切巷設計長度160 m，平均煤厚4.64 m，煤層傾角13°～29°。21001綜放工作面總體上為一北西傾向單斜構造形態，地質條件中等，煤層直接頂為大占砂巖，厚度約為17.5 m，直接底為砂質砂巖，厚度約為5.7 m，老底為L8灰巖，厚度約為1.8 m，工作面綜合柱狀見圖1。21001下巷向北為21021準備工作面。根據現有巷道的布置情況和21001下巷地質情況，沿空留巷試驗區域為21001下巷當前回采位置（174 m）開始向外至工作面停采線位置，工程量621 m。21001下巷沿底掘進，其中下巷150～374 m、467～515 m、613～717 m處丟底煤， 底煤厚度0～11.4 m；150～300 m、400～520 m、600～700 m處為厚煤區，頂煤厚度0～12.7 m，巷道壓力較大。

2 現有巷道支護對留巷的影響

21001工作面下巷剩余巷道頂板為巖層的巷道長度為233 m，占剩余巷道長度的40.5%，下巷剩余巷道頂煤厚度為0～3.5 m的巷道長度為139 m，占剩余巷道長度的24.2%。下巷剩余巷道頂煤厚度大于3.5 m的巷道長度為203 m，占剩余巷道長度的35.3%。其中，頂煤厚度在3.5～5.0 m的巷道長度為68 m，頂煤厚度在5.0～8.0 m的巷道長度為75 m，頂煤厚度大于8.0 m的巷道有三段，共計106 m，三段各自的長度分別為58 m、29 m、19 m。

21001工作面下巷斷面16.2 m2，采用36#U型鋼棚支護，巷道凈高3.5 m，下凈寬5.6 m，梁腿搭接0.45 m，棚距0.6 m。四道聯鎖梁加固，聯鎖位置：距底板1.0 m處巷道兩幫各一道，頂梁與柱體搭接處偏上500～600 mm處各一道，并用塑料網、椽子腰幫接頂。

現有巷道整體支護狀況良好，但仍有部分巷道變形明顯，現場實測巷道寬度4.6 m，大部分巷道高度在3.1 m左右，少部分巷道高度較低，巷道凈高僅2.1 m。巷道變形較大的區域主要位于厚煤區，巷道變形特征主要表現為以下三點：

1）棚腿鉆底

21001工作面下巷在實際掘進中，150～374 m、467～515 m、613～717 m處丟底煤，底煤厚度0～11.4 m。由于巷道底板為煤層，巷道底板松軟，棚腿與底板接觸面積小、壓力大，造成棚腿鉆底。現場實測，部分巷道已臥底500 mm以上。

2）支架滑移

現場實測中，部分支架滑移量達到1 m以上。U型鋼棚具有高阻、可縮性能，棚梁與棚腿搭接后，擰緊卡纜螺母，產生預緊力。該預緊力包括兩個方面：一是搭接段U型鋼間的摩擦阻力，二是卡纜與U型鋼間的摩擦阻力。隨著巷道不斷變形，施加到U型鋼棚的力逐漸加大，當該力大于上述摩擦力時，支架產生滑移。

3）幫腳內移

U型鋼支架兩幫腳處為支護承載結構的薄弱點，原支護方案中未對幫腳處實施結構補強，受兩幫側壓作用，幫腳出現內移現象，不利于支架承載性能的發揮。

通過現場實測得知，轉載機自移梁高度為2.1～2.8 m，工作面端頭支架工作高度為1.9～2.8 m，轉載機機頭長3 m、寬2.8 m、高2.1 m。為保證轉載機自移梁、端頭支架以及轉載機順利通過，應保證U型鋼棚頂梁端頭距底板有2.5 m高度。為保證轉載機自移梁順利通過，當巷道高度大于2.8 m時，需要超前工作面在U型鋼棚拱部架設木垛。當巷道高度小于2.5 m時，需要超前工作面進行臥底。

3 松軟煤層綜放工作面沿空留巷圍巖控制技術

3.1 沿空留巷圍巖控制技術難點及對策

（1）根據白坪煤業公司21001綜放工作面生產地質條件，為了保證留巷穩定，保持通風斷面滿足安全生產的要求，盡可能的減小留巷的成本，提出了使用木垛+袋裝矸石充填撕下幫沿空留巷方案。該方案有以下技術難點：

① 實體煤幫控制難度大。由于綜放開采一次采出的煤層厚度大，頂板巖層形成的結構遠離采場，巷道圍巖經受長時間的動壓作用，不僅非采煤幫劇烈鼓出，而且很可能底鼓強烈，引起非采煤幫的進一步鼓出。同時，煤幫為軟弱煤層，在老頂破斷回轉過程中容易發生流變，因此煤幫控制難度大。

② 對巷旁充填體力學性能要求高。充填體緊鄰采空區，基本頂在斷裂旋轉的過程中，對充填體施加較大的載荷，容易導致充填體的壓壞，對充填體強度要求較高；采空區冒落矸石容易導致充填體鼓出、滑移甚至推倒充填體，對充填體的穩定性要求高。老頂破斷回轉是不可避免的，既要充填體具有一定的可縮量適應頂板下沉，又要具有較大的承載能力切斷采空區側頂板、阻止巷內頂板的過快回轉變形。

③ 撕下幫留巷斷面大。本次留巷采用撕下幫方案，巷道跨度較大，通常而言，跨度越大，支護就越困難。

④ 頂煤控制難度大。煤層厚度變化較大，在厚煤區綜放沿空留巷巷道上方為松軟頂煤，與普通沿空留巷上方為巖層相比，其強度和剛度小，工作面推過后頂煤易破碎、塌冒，需要采取合理的控制技術保持頂煤穩定，實現充填體與上覆巖層力的傳遞并有效切斷采空區側直接頂。因此，頂煤控制難度大。

（2）針對上述沿空留巷圍巖控制難度大、技術要求高等難題，提出以下綜放沿空留巷圍巖控制對策：

① 對于實體煤幫采取高強度、高預應力錨索主動支護。在老頂第一次破斷過程中，增加幫部結構穩定性，增強承載能力，防止發生切落。

② 對于留巷頂板，采取高強度、高預應力帶梁錨索主動支護，錨索長度依據頂煤厚度而定，使頂板錨固在堅硬、穩定的深部巖體中。

③ 充填體上方頂煤要超前工作面打錨索，原巷中錨桿索要進行二次預緊，以保證工作面采過后頂煤的完整性，使其成為充填體與基本頂之間完整的應力傳遞結構。

④ 充填體要支設及時，袋裝矸石圍繞木垛堆放整齊，增加充填體的穩定性和承載能力。

3.2 21001工作面沿空留巷支護技術

（1）超前巷煤幫加固方案

超前工作面39 m采用U型鋼平拱型支架在下順槽下幫施工巷道，見圖1。在超前巷下幫和頂部各支設一道工字鋼聯鎖梁，在超前巷上幫暫時不站U型鋼棚棚腿，但采用單體柱配合π型鋼梁打雙抬棚進行臨時支護，同時用帶梁錨索加固圍巖。待工作面推過超前巷支架位置時，及時扶U型鋼棚棚腿，并在上幫安裝一道工字鋼聯鎖梁。

圖1 超前巷煤幫加固方案

（2）工作面超前煤幫支護方案

當工作面推進到超前巷位置前，在原U型鋼棚頂梁兩端固定工字鋼梁，在梁上支設木垛，并按設計方案要求打設單體液壓支柱作為超強加強支護，見圖2。打設好單體支柱后，拆除原U型鋼棚靠回采工作面一側的棚腿。在工作面移架前，在工作面端頭支架上鋪設金屬網，并在每道金屬網下穿一道鋼絲繩，鋼絲繩繩頭固定在原U型鋼棚頂梁上。

圖2 工作面超前支護方案

（3）工作面后方充填體施工方案

工作面移架后，立即沿采空區側，在原U型鋼棚頂梁兩梁端固定的工字鋼梁梁端和木垛下打設一排密集木支柱，并用單體支柱加強支護，見圖3-a。然后在要求的位置進行支架盤木，支架規格為2 m（寬）×2 m（長）。支架后，扶上U型鋼棚棚腿，并安裝工字鋼聯鎖梁，然后拆除U型鋼棚柱腿與木垛間的單體液壓支柱，掛上風筒布或編織布，在U型鋼棚棚腿和木垛間填實袋裝矸石，形成留巷。最后每留10～50 m巷道，噴一次漿，見圖3-b。

圖3 移架后支護方案

具體支護參數：

① 頂板：新掘巷道內頂板兩根Φ17.8 mm×6.0（8.0）m錨索，錨索間排距為1000 mm×1200 mm，每根錨索使用4支K2350樹脂錨固劑，錨索預應力要求不小于70 kN，錨固力不小于260 kN，錨索外露長度大于150 mm、小于300 mm。帶梁錨索施工超前工作面不低于100 m。

② 幫部：實煤體幫三根錨索，規格為Φ17.8 mm×6.0（8.0）m錨索，錨索間排距為1000 mm×1200 mm，每根錨索使用4支K2350樹脂錨固劑，錨索預應力要求不小于70 kN，錨固力不小于260 kN，錨索外露長度大于150 mm、小于300 mm。帶梁錨索施工超前工作面不低于100 m。當U型鋼棚支護巷道出現斷椽子、爛網、大網兜等現象時，必須重新進行卸壓、聯網、腰幫接頂。

4 礦壓觀測結果分析

4.1 測點布置

在留巷內布置5個觀測斷面，工作面前后50 m各一個測站，工作面前后20 m各一個測站，工作面位置一個測站。測點的安設方法如下：在測點處鉆直徑Φ28 mm，深350 mm垂直圍巖表面的鉆孔，將直徑Φ29 mm、長約400 mm的木樁打入孔內，木樁端部安設環形鉤和平頭測釘，作為測量基點。按一定的時間間隔，用測桿、測槍、收斂計或測線繩分別測量各測點間的距離，即可計算出各個點的位移量，以此累加相鄰兩次測試數據的差值即可得兩點相對總移近量。

4.2 礦壓觀測結果分析

以測站3的觀測結果分析巷道礦壓觀測結果，測站三的礦壓觀測結果見圖4、圖5。由圖5、圖6可知：在工作面后方40 m范圍內巷道圍巖變形較為劇烈，在工作面30 m附近達到最大，頂底板最大移近量約為450 mm，頂底板最大移近速率約為25.3 mm/d，煤幫最大移近量約為75 mm，兩幫最大移近速率為5.5 mm/d。通過21001工作面回采期間礦壓觀測確定工作面周期來壓步距為15 m左右。隨著工作面的繼續推進，基本頂巖塊在冒落矸石支撐下逐漸穩定，然后隨著矸石的逐漸壓實，穩定后的上覆巖層進一步折斷、變形下沉，巷道圍巖支承壓力影響范圍變大，峰值內移，巷道圍巖變形速度逐漸降低，在工作面后方70 m反映出來。在工作面后方60 m以外巷道圍巖變形速度趨于穩定，圍巖變形很小。

通過礦壓觀測點的觀測數據可知，隨著巷道圍巖移近量逐漸趨于穩定，測點的頂底板移近量為510 mm，煤幫移近量分別為200 mm。通過以上數據及現場實際情況可以看出，巷道圍巖變形主要以頂板下沉為主，由于頂板煤體較破碎，經歷采動影響，頂板破壞嚴重，煤幫表現明顯的蠕變特性。

圖4 測站3巷道表面位移量

圖5 測站3巷道表面位移變化速率

5 結語

1）工作面后方采用木垛+袋裝矸石進行留巷，原材料易獲取，成本低。減少巷道的無效掘進，可緩解采掘接替緊張的問題，具有顯著的技術效益。

2）通過礦壓觀測結果可知：工作面沿空留巷段巷內支護、巷旁支護方案基本滿足圍巖控制要求，工作面后方單體支柱對頂板的控制效果顯著，為沿空留巷的正常實施提供了保障。由此可見：在松軟煤層工作沿空留巷技術中保證充填體的維護、充填空間的維護、實體煤幫的加固是保證沿空留巷支護效果的關鍵技術。