綜采工作面回風順槽頂幫支護技術應用

閆鵬佳，薛雄飛

(陜西有色榆林煤業有限公司，陜西 榆林 719000)

0 引言

陜北榆神礦區地下煤炭資源儲量豐富，煤層埋藏淺，地質條件簡單，隨著機械化水平不斷提高和采煤方法不斷完善，大尺度、高強度、快速開采已經成為該地區煤礦的主要發展方向[1-2]，這勢必會造成采掘接續緊張局面，因此回采巷道多采用雙巷掘進方式，這必然導致部分需要保留的回采巷道受到重復采動影響，礦壓顯現劇烈，巷道變形嚴重，不僅維護難度大，而且制約回采工作面安全生產[3-4]。

我國廣大煤炭科技工作者在回采巷道頂板控制方面做了大量研究。例如，張紅[5]針對回坡底煤礦復合頂板支護難題，根據試樣X射線衍射圖譜及掃描電鏡圖，提出了巷道“錨-網-噴”聯合支護體系，有效改善了原先巷道頂板不易控制的難題。黃超慧等[6]采用錨網索噴+注漿加固技術對平煤股份九礦己16-17-22050機巷破碎頂板進行控制，該方法有效防止冒頂事故的發生。張世豪等[7-8]針對長平煤業公司大采高工作面機尾巷道超前支護與上隅角三角區端頭支護存在的問題，提出了超前支護液壓支架和端頭液壓支架聯合支護，取得了良好的運用效果。雖然井巷支護技術已經發展的很成熟，但是基于“注漿-液壓支架-單體支柱-木垛”聯合支護方式，卻很少在研究中提及。因此，研究這種聯合支護技術的應用效果具有很大意義。

1 工程概況及回風順槽變形原因

1.1 工程背景

1.1.1 煤層概況

杭來灣煤礦30110工作面位于杭來灣煤礦首采盤區，在井田偏北部，工作面沿煤層傾向布置，工作面長度為299.1 m，推進長度為3 993.3 m。煤層平均厚度8.5 m。煤層底板標高+1 049～+1 016 m，全工作面呈傾角0.4°～0.9°，俯采推進，首采3號煤平均埋深217 m，上覆基巖平均厚度162 m，松散層平均厚度42 m。該3號煤層層位穩定，結構簡單，厚度變化小。

1.1.2 工作面布置

30110工作面為左工作面，布置有輔運順槽、膠運順槽及回風順槽，分別擔任工作面輔助運輸、主運輸及回風任務，如圖1所示。工作面采用分層大采高后退式開采方法，全部垮落式處理采空區，回風順槽斷面尺寸為5.4 m×4 m(寬×高)。

圖1 綜采工作面布置方式

1.1.3 回風順槽變形及支護方式

回風順槽回采煤壁側采用聚酯纖維網、玻璃鋼錨桿支護，煤柱側采用金屬網、金屬錨桿支護及錨索鋼帶聯合支護，頂板采用錨桿、金屬網片、錨索聯合支護，具體支護方式如圖2所示。綜采工作面回采至65聯巷附近時，回風順槽頂板出現下沉現象，巷道圍巖壓力劇增，煤壁松動變形，幫鼓嚴重，多根幫部補強鋼帶、錨索出現斷裂，給工作面正常回采帶來了嚴重影響。

圖2 巷道變形情況及支護方式

1.2 回風順槽變形原因分析

影響綜采工作面巷道變形的因素較多，如地質構造、采動影響、工作面區段煤柱寬度、支護方式不合理、施工質量不高和區域應力集中等[9-10]。經綜合分析，認為30110工作面回風順槽變形主要因素有多次采動影響、支承壓力相互疊加影響、支護方式不合理的影響，其中，支護方式影響主要是由于采動影響及應力相互疊加，導致回風順槽超前支護方式需根據礦壓顯現情況適當調整優化，否則不利于巷道穩定。

1.2.1 多次采動影響

松動圈理論認為，在同一水平，同一巖層受采動影響后圍巖松動圈會明顯增大。巷道圍巖變形量主要發生在回采影響期間，掘進引起的巷道圍巖變形量只占總變形量的15%左右。多數條件下回采影響階段的圍巖變形量占總移近量的60%以上，巷道圍巖壓力越大，圍巖變形量就越大，巷道就越難維護。30110工作面回風順槽受巷道掘進、30109及30110工作面多次回采擾動影響，巷道周邊和深部都處于30109工作面采空區側向支承壓力及30110回采超前支承壓力下，產生大范圍的塑性變形和嚴重破壞，數值模擬結果如圖3所示。當30109工作面采空時，回風順槽煤柱側塑性區深度為2 m，當30110工作面回采時，回風順槽煤柱側塑性區深度為4 m，錨桿或補強錨索只有大于4 m才能保證錨固在穩定層位。

1.2.2 支承壓力疊加影響

對于2個相鄰布置的工作面，隨著開采區域不斷增加，上覆巖層壓力隨之增大，30109工作面側向支承壓力與30110工作面側向支承壓力會在某些位置相互疊加，在兩工作面采空區內，兩采空區上覆巖層重量均有一部分轉移到中間煤柱，留設的煤柱上形成側向支承壓力疊加，將促使煤柱進一步破壞。數值模擬結果如圖4所示。當30109工作面采空時，回風順槽煤柱側應力為25 MPa，當30110工作面采空時，回風順槽煤柱側最大應力達到70 MPa，此時應力疊加效應明顯。

圖4 巷道應力變化特征

2 回風順槽頂幫聯合支護技術

2.1 煤壁超前注漿加固技術

注漿加固材料選用巴斯夫浩珂公司生產的馬麗散NS，其具有無毒性、滲透性高、反應時間短，固化后強度高等優點，被廣泛應用于煤礦采掘工作面加固，過斷層、破碎帶超前加固和煤柱加固[9-10]。采用ZQBS-8.4/12.5氣動注漿泵在高壓推擠下將A、B組注漿料注入煤巖體，滲透到裂隙和空隙中并發生固化，與煤巖體產生高度粘合，可承受礦壓的長期作用。

2.1.1 確定注漿孔距

現場注漿鉆孔一般采用三角形布置方式，采用試注測定法與經驗公式法相結合的方法，確定馬麗散NS注漿材料在煤體中的滲流半徑。試注測法通常是指在1.5～2.0 MPa注漿壓力下，試著進行幾個注漿孔的注漿試驗來選擇合理鉆孔間距，其只要受煤體裂隙發育程度及圍巖壓力影響。圖5不重復注漿時，L=2r(r為漿液擴散半徑)，重復注漿時，L=2r-a。每個注水孔周圍約r/2的區域為充分注漿范圍，剩下r/2的范圍則需要進行重復注漿，所以a=r/2，即注漿孔間距L=3r/2。借助經驗公式，計算出漿液擴散半徑r。

圖5 注漿區域示意

Q=πr2hnα(1+β)

(1)

式中，Q為按照單孔注漿量不超過1 000 kg，取最大值0.67 m3；h為導管長度，取4 m；n為煤層孔隙率，根據杭來灣井田地勘報告，取3%；α為注漿孔隙充填率，一般在0.7～0.9，取值0.9；β為漿液損失率，取10%。利用式(1)可得漿液擴散r=1.34 m，注漿孔間距L=2 m。

2.1.2 注漿方式

在30110回風順槽超前工作面10 m每隔2 m交替布置一個鉆孔，第1排鉆孔距離底板1 m，第2排鉆孔距離頂板1 m，鉆孔直徑40 mm，孔深4 m，鉆孔與頂底板及煤壁略帶夾角，注漿壓力1.5 MPa，現場終止注漿以單孔注漿量達到1 000 kg或者漿液不斷滲出煤壁為標準。注漿時要注意觀察注漿材料反應情況及溫度變化情況，注漿過程發現注漿眼及頂幫端面出現漿液或者頂幫端面出現掉渣及片幫等異常情況時立即停止注漿，觀測不少于1h且無異常后再注漿，若破碎程度或者破碎區域較大時可適當調整注漿量及注漿孔距。

2.2 “單體-液壓支架-木垛”聯合支護技術

2.2.1 原有支護方式

如圖6所示，目前30110回風順槽采用雙排DW45-200/110X型單體液壓支柱，間排距1.5 m×4 m，額定壓力28.3 MPa，額定工作阻力200 kN，20 m超前支護范圍工作阻力總共5 600 kN，支護強度低，支護面積小，個別單體使用過程中經常發生自卸現象，且生產過程中經常性加柱、回柱，工人勞動強度大安全隱患多。30110回風順槽在30109工作面采空區側向支承壓力與30110工作面超前支承壓力共同作用下，巷道頂板出現緩慢下沉，兩幫出現嚴重變形破壞現象，因此亟需優化現有支護方式。

圖6 回風順槽原有支護方式

2.2.2 優化后的支護方式

針對現有支護方式存在的缺陷，結合現場實踐經驗，如圖7所示，在回風順槽超前工作面安裝2臺ZT5000/26/46自移式液壓支架與單體液壓支柱聯合支護，其額定工作阻力能夠達到12 000 kN，有效支護面積約45 m2，支護長度20 m，很好地解決了單體支柱反復支承頂板帶來的弊端，避免單體支撐力不足導致頂板來壓對區段煤柱產生巨大壓力，還可以為工人回撤單體支柱營造安全的作業環境。此外，由于回風順槽原有聯巷開口斷面大，在超前支撐壓力及30109采空區側向支承壓力下經常出現坍塌現象，破壞了區段煤柱穩定性，嚴重時出現采空區積水外泄現象，采用單體支柱支護時，支護強度低以及支柱經常無法回收，遺失在采空區，造成一定的經濟損失，根據以往支護經驗，木垛支護不僅支護強度大而且經濟實惠易于加工，在礦井小范圍支護中被廣泛使用，因此在頂板周期性來壓前期，在臨近聯巷補打木垛加強聯巷支護，木垛在聯巷中的布置位置如圖8所示，木垛主要材料為1 200 mm×300 mm×300 mm道木，采用“井字形”由底板向頂板堆積，木垛與頂板接觸部位用木楔塞緊。

圖7 優化后回風順槽支護方式

3 聯合支護效果評價

3.1 巷道變形監測分析

從圖8中可知，隨著綜采工作面靠近監測點，巷道兩幫位移量出現緩慢增加趨勢，距離工作面40 m時，單體支護的巷道位移量開始極速增加，距離工作面7 m時趨于穩定，最大變形量332 mm，采用聯合支護優化后巷道兩幫位移量呈現緩慢增加趨勢，在距離工作面10 m時逐漸趨于穩定，最大變形量205 mm，較優化前變形量降低了38%。從圖9中可知，綜采工作面距離監測點38 m以外時，頂板未出現離層下沉現象，隨著綜采工作面靠近監測點，單體支護的巷道頂板下沉量大于聯合支護頂板的下沉量，表現于優化前頂板下沉量曲線斜率大于優化后的頂板下沉量曲線斜率，采用單體支護巷道頂板最大下沉量81 mm，采用聯合支護后頂板最大下沉量為30 mm，優化后較優化前變形量降低了63%。說明“注漿-單體-超前支架-木垛”聯合支護能夠有效控制巷道圍巖變形，很好地起到控制圍巖的效果。

圖8 巷道兩幫收斂情況

圖9 巷道頂板下沉情況

3.2 支架載荷監測分析

從圖10可知，隨著回風順槽超前支架靠近工作面，其載荷呈現先極速上升后緩慢下降趨勢，在距離工作面10 m附近支架載荷達到峰值。優化前單體平均載荷為26.3 MPa，最大載荷為28.2 MPa，采用聯合支護優化后平均載荷為22.8 MPa，較之前下降了13.3%，最大載荷為25.4 MPa，降低了10%。

圖10 支架載荷變化情況

4 結論

(1)30110綜采工作面回風順槽變形破壞影響因素主要有多次采動影響、支承壓力相互疊加影響、支護方式不合理影響。數值模擬表明，當30109工作面回采時，回風順槽(上區段輔運順槽)煤柱側塑性區深度為2 m，應力為25 MPa，當30110工作面回采時，回風順槽煤柱側塑性區深度增加到4 m，應力增加到70 MPa。

(2)采用“注漿-單體-超前液壓支架-木垛”聯合支護方式優化后，回風順槽超前段巷道兩幫位移量由原來的332 mm降低到205 mm，變形量降低了38%，頂板下沉量由原來的81 mm降低到30 mm，變形量降低了63%。

(3)采用聯合支護方式優化后，單體平均載荷較原來降低了13.3%，最大載荷較原來降低了10%。