顏丙雙

(1.天地科技股份有限公司，北京 100013；2.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013)

無煤柱開采是合理開發(fā)煤炭資源，提高礦井安全生產(chǎn)水平和改善礦井技術(shù)經(jīng)濟(jì)效益的一項先進(jìn)地下開采技術(shù)。沿空留巷作為無煤柱開采技術(shù)的核心，可以消除區(qū)段煤柱，提高煤炭資源回收率；少掘巷道，降低礦井掘進(jìn)率；回采工作面實現(xiàn)Y型通風(fēng)，有利于解決瓦斯問題；消除區(qū)段煤柱下方應(yīng)力集中對下組煤開采和巷道支護(hù)的不利影響，使巷道長期處于應(yīng)力降低區(qū)。我國從20世紀(jì)50年代開始，研究、試驗和推廣應(yīng)用沿空留巷技術(shù)，積累了良好的技術(shù)基礎(chǔ)與豐富的實踐經(jīng)驗[1，2]。康紅普等針對我國無煤柱發(fā)展歷史，對沿空留巷、沿空掘巷、跨巷開采及采空區(qū)布置巷道等多種開采方法進(jìn)行了詳細(xì)論述，基于現(xiàn)場應(yīng)用實例，提出了無煤柱開采方法及圍巖控制技術(shù)的發(fā)展方向[3，4]。王蘇健等對三軟煤層切頂卸壓沿空留巷技術(shù)進(jìn)行了理論分析與現(xiàn)場實踐[5]。高喜才等針對復(fù)合頂板切頂沿空留巷，提出了分區(qū)域多介質(zhì)耦合支護(hù)技術(shù)[6]。張東升等采用相似材料模擬試驗，初步研究了巷旁充填技術(shù)參數(shù)[7，8]。楊計先采用灰色關(guān)聯(lián)度和組合權(quán)重法對沿空留巷小結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性的影響因素進(jìn)行評價分析，確定了關(guān)鍵參數(shù)[9]。張農(nóng)等闡明了采空側(cè)楔形區(qū)頂板的傳遞承載機制，總結(jié)出預(yù)裂爆破卸壓、分區(qū)治理、結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化、三位一體圍巖控制及墻體快速構(gòu)筑等沿空留巷控制關(guān)鍵技術(shù)[10，11]。楊軍等采用理論分析和現(xiàn)場研究結(jié)合方法，確定了110工法沿空留巷的合理爆破參數(shù)[12]。傅振斌等對高水材料巷旁支柱承載能力及布置方式進(jìn)行了研究[13]。胡明明等提出了寬斷面預(yù)留支柱沿空留巷方法[14]。潘海兵等采用深孔爆破切頂卸壓技術(shù)在深部高應(yīng)力厚煤層條件下進(jìn)行了鋼管混凝土立柱沿空留巷[15]。鄧五先采用數(shù)值模擬分析，提出了沿空留巷分區(qū)支護(hù)建議[16]。王軍等提出了鋼管混凝土支柱和矸石墻巷旁支護(hù)方法，研究了鋼管混凝土支柱承載能力[17]。仇小祥針對深部破碎圍巖頂板條件，分析了不同巷旁支護(hù)技術(shù)的應(yīng)用效果[18]。布鐵勇等進(jìn)行了大采高綜采高水材料沿空留巷技術(shù)研究[19]。郭建偉等采用爆破切頂卸壓技術(shù)，進(jìn)行了高地應(yīng)力堅硬頂板條件下的沿空留巷研究[20]。本文針對目前沿空留巷技術(shù)普遍存在輔助運輸量大、巷旁支護(hù)初期強度低等問題，研究分析了“支卸組合-泵充混凝土支柱”沿空留巷方法。首先對留巷巷道進(jìn)行超前水力壓裂卸壓，減小采空區(qū)側(cè)頂板懸臂長度，降低巷道壓力；其次，采用復(fù)合結(jié)構(gòu)泵充混凝土支柱進(jìn)行巷旁支護(hù)，實現(xiàn)巷旁支護(hù)“以柱代墻”，大幅減少材料用量；最后，采用單元支架進(jìn)行巷內(nèi)加強支護(hù)，保證了留巷初期頂板支護(hù)強度，提高支護(hù)效率，并成功應(yīng)用于大采高綜采工作面。

1 工程概況

三江煤礦109工作面回采5-2煤層，煤層厚度4.05～5.6m，平均5.24m，煤層傾角1°～7.5°，埋深66.0～119.0m，平均92m。工作面采用綜合機械化一次采全高采煤法，后退式采煤，垮落法頂板管理方法，循環(huán)進(jìn)尺0.8m。工作面斜長238m，走向可采長度1290m，巷道沿底板掘進(jìn)，留頂煤，留巷巷道斷面5.4m×3.8m，采用錨網(wǎng)錨索聯(lián)合支護(hù)。煤層及頂?shù)装鍘r性參數(shù)見表1，直接頂以粉砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、細(xì)粒砂巖為主，厚度1.25～10.06m；老頂以粉砂巖為主，厚度5.9～16.6m。

表1 煤層及頂?shù)装鍘r性參數(shù)

三江煤礦為低瓦斯礦井，主采5-2煤層，巷道布置方式為雙巷布置，區(qū)段煤柱寬度15m，巷道為全煤巷道，掘進(jìn)速度快，但區(qū)段煤柱損失量大，且工作面U型通風(fēng)存在上隅角有害氣體積聚問題。為進(jìn)一步提高工作面資源回采率，工作面形成Y型通風(fēng)，解決上隅角有害氣體積聚，在109綜采工作面開展“支卸組合-泵充混凝土支柱”沿空留巷試驗，109綜采工作面運輸巷道作為留巷巷道，留巷后作為下一工作面的回風(fēng)巷道繼續(xù)使用。沿空留巷工作面布置如圖1所示。

圖1 沿空留巷工作面布置

2 支卸組合沿空留巷技術(shù)

2.1 水力壓裂超前卸壓

依據(jù)科學(xué)采礦理念，發(fā)展切頂卸壓技術(shù)是控制無煤柱沿空留巷受動壓影響巷道變形嚴(yán)重和工作面初次來壓強烈沖擊的有效途徑。水力壓裂技術(shù)是基于彈性理論，以任意方向鉆孔周圍的應(yīng)力場為出發(fā)點，根據(jù)最大拉應(yīng)力準(zhǔn)則分析任意方向鉆孔的開裂壓力及開裂方向，得出裂縫開啟壓力隨鉆孔參數(shù)和地應(yīng)力場類型的變化規(guī)律，指導(dǎo)壓裂鉆孔參數(shù)與壓裂作業(yè)。

2.1.1 卸壓高度確定

1)按碎脹系數(shù)計算：為使工作面頂板垮落矸石充滿采空區(qū)以達(dá)到巖層觸矸效果，需要處理的矸石高度可根據(jù)以下公式進(jìn)行計算：

式中，L為卸壓高度，m；Hc為工作面采高，取5.24m；ΔH為采空區(qū)頂?shù)装逡平浚?.3m；K為冒落巖層的碎脹系數(shù)，取1.2。

2)按垮落帶發(fā)育高度計算：三江煤礦為厚煤層開采，可采用《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》中厚煤層分層開采時垮落帶高度計算公式，留巷工作面頂板抗壓強度在55MPa左右，屬堅硬煤層，其計算公式為：

式中，Hm為垮落帶高度，m；M為煤層采高，取5.24m。

合理的卸壓高度是保證水力壓裂卸壓效果的關(guān)鍵，卸壓的目的主要是將煤層頂板上覆厚硬巖層弱化，促使頂板沿壓裂線垮落，減小側(cè)向懸臂梁長度。根據(jù)兩種理論計算方法得出，卸壓高度分別為24.5m和21.8m，結(jié)合現(xiàn)場實際，確定卸壓高度不低于24.5m。

2.1.2 壓裂參數(shù)確定

為避免壓裂對巷道頂板造成損壞，起始壓裂位置應(yīng)位于錨索支護(hù)范圍以上，且應(yīng)位于實體煤內(nèi)，開孔位置一般選擇靠近回采幫側(cè)，鉆孔需要一定的仰角，為45°。為保證工作面卸壓高度不低于24.5m，則鉆孔深度確定為35m，封孔長度12m，壓裂段長度23m，鉆孔偏轉(zhuǎn)角根據(jù)巷道實際情況，選擇5°～20°。卸壓孔參數(shù)布置如圖2所示。

圖2 卸壓孔參數(shù)布置(m)

2.2 沿空留巷支護(hù)方案

2.2.1 巷內(nèi)支護(hù)

109工作面運輸巷道沿煤層底板全煤掘進(jìn)，采用錨網(wǎng)索支護(hù)，錨桿規(guī)格為?20mm×2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，每排7根，托盤采用150mm×150mm×8mm的高強度拱形托盤。錨索采用?15.24mm×7000mm七芯鋼絞線，間排距2400mm×2400mm，呈“1-2-1”布置，托盤采用300mm×300mm×10mm高強拱形托盤。鋼筋網(wǎng)采用?6.5mm鋼筋焊制，網(wǎng)孔100mm×100mm。煤柱幫采用錨網(wǎng)支護(hù)，錨桿規(guī)格為?20mm×2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1000mm×1000mm每排4根，托盤采用150mm×150mm×8mm的高強度拱形托盤。

2.2.2 巷內(nèi)加強支護(hù)

為提高巷旁切頂效果，在回采幫側(cè)補打1排切頂錨索，錨索規(guī)格為?21.8mm×6300mm的1×19股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，延伸率不低于5%，托盤為300mm×300mm×16mm高強拱形托盤，采用1支K2335和2支Z2360樹脂藥卷錨固，拉斷載荷582kN，設(shè)計承載力349kN。沿空留巷巷道支護(hù)如圖3所示。

圖3 沿空留巷巷道支護(hù)方式(mm)

2.2.3 巷旁支護(hù)

巷旁支護(hù)包括單元支架支護(hù)和泵充混凝土支柱支護(hù)。工作面推采過后，在擋矸支架掩護(hù)下，施工泵充混凝土支柱作為巷旁支護(hù)，在混凝土支柱達(dá)到設(shè)計強度之前，采用單元支架作為臨時巷旁支護(hù)，控制頂板變形。根據(jù)工作面傾向方向老頂結(jié)構(gòu)垮落特點，建立大采高工作面沿空留巷力學(xué)模型，如圖4所示。

圖4 大采高工作面沿空留巷力學(xué)模型

隨著工作面的推進(jìn)，頂板呈現(xiàn)循環(huán)“O-X”型破斷，砌體梁結(jié)構(gòu)的位態(tài)及穩(wěn)定狀況也隨之發(fā)生，主要表現(xiàn)為關(guān)鍵塊B破斷位置和塊體長度的變化，進(jìn)而引起沿空留巷巷道礦壓特征發(fā)生變化。當(dāng)老頂關(guān)鍵塊B形成跨巷關(guān)鍵塊時，巷道頂板壓力最大，針對這種狀態(tài)建立力學(xué)模型，計算泵充混凝土支柱的承載要求。根據(jù)載荷適應(yīng)性可知，支柱支撐強度q4需滿足下式。

(L1+L2+L3+L4)Mzγz-LBMEγE=0

M1-M2=0

式中，q1、q2為實體煤對頂板作用力，分別取240kN、520kN；q3為巷道頂板原始有效支護(hù)，取111.6kN；q4為泵充混凝土支柱工作阻力，kN；q5、q6為采空區(qū)矸石對巖塊B的支撐力，取平均值212.77kN；L1為應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度，取3.9m；L2為留巷后巷道寬度，取5.0m；L3為泵充混凝土支柱直徑，取1.0m；L4為觸矸長度，取18m；MZ為直接頂厚度，m；γZ為直接頂容重，kg/m3；ME為基本頂厚度，m；γE為基本頂容重，kg/m3；LB為老頂關(guān)鍵塊B長度，取28.3m；M1、M2為老頂關(guān)鍵塊B兩端彎矩，kN·m。

109工作面采用新型復(fù)合結(jié)構(gòu)泵充混凝土支柱進(jìn)行巷旁支護(hù)，支柱規(guī)格為?1000mm×3800mm，內(nèi)充C35改性混凝土，緊貼擋矸支架施工，為保證留巷后巷道寬度不低于5.0m，支柱一半位于原巷道內(nèi)，一半位于采空區(qū)內(nèi)?；炷林е鯍煊谙锏理敯澹氃谠锏肋吘壟c擋矸支架之間補打1根短錨桿，并鋪網(wǎng)護(hù)頂，作為懸吊點?；炷林е行木酁?500mm，為非連續(xù)巷旁支護(hù)，為保證密閉效果，施工時需緊貼支柱，在采空區(qū)側(cè)由內(nèi)向外依次鋪設(shè)擋矸布和擋矸網(wǎng)，作為臨時擋風(fēng)設(shè)施，支柱施工完成后，采用高韌性噴涂材料對柱間進(jìn)行噴涂，形成永久密閉，防止采空區(qū)漏風(fēng)和有毒、有害氣體泄漏。支柱支護(hù)如圖5所示，根據(jù)1∶1支柱極限載荷試驗結(jié)果，?1000mm×3800mm規(guī)格支柱極限承載能力超過12000kN，延米支護(hù)阻力8000kN以上，滿足巷旁支護(hù)需求。采用ZQ7600/22/43型單元支架進(jìn)行巷旁臨時支護(hù)，最大支護(hù)阻力7600kN，重量約6t。單元支架支護(hù)長度根據(jù)滯后應(yīng)力峰值、工作面推進(jìn)速度和混凝土強度特征共同決定，根據(jù)109工作面實際情況，確定單元支架支護(hù)長度不低于180m，單排布置。

圖5 支柱支護(hù)

3 工業(yè)應(yīng)用

3.1 留巷期間工作面支架壓力

109工作面呈現(xiàn)整體大、小周期來壓并存特點，大周期來壓從持續(xù)時間和波及范圍方面都明顯大于小周期來壓。沿空留巷前，工作面來壓期間，中部支架受力明顯高于上、下部支架，工作面中部支架來壓明顯，平均工作阻力8500kN，工作面上部支架平均工作阻力6800kN，下部支架平均工作阻力7500kN。

沿空留巷期間工作面支架壓力分布規(guī)律如圖6所示，沿空留巷時，工作面支架壓力向中部集中，機頭側(cè)明顯減小，表明水力壓裂卸壓效果明顯。留巷巷道側(cè)向直接頂形成短懸臂結(jié)構(gòu)，巷道上覆巖層承載壓力得到釋放，減小了頂板作用在端頭支架上的壓力，留巷應(yīng)力環(huán)境得到改善。留巷來壓期間，工作面中部支架平均工作阻力9000kN，工作面上部支架平均工作阻力6000kN，下部支架平均工作阻力7200kN。水力壓裂前后，工作面上部支架平均受力降低12%，卸壓效果明顯。

圖6 沿空留巷期間工作面支架壓力分布規(guī)律(kN)

3.2 留巷期間側(cè)向支承應(yīng)力分布

沿空留巷側(cè)向支承應(yīng)力分布如圖7所示，根據(jù)煤柱側(cè)向支承應(yīng)力分布特點，將影響區(qū)劃分為穩(wěn)定區(qū)、超前影響區(qū)、滯后影響區(qū)和滯后穩(wěn)定區(qū)。監(jiān)測結(jié)果顯示，超前影響啟動位置約為工作面前方80m，滯后影響范圍約為工作面后方60m。

圖7 沿空留巷側(cè)向支承應(yīng)力分布

結(jié)合煤礦地質(zhì)采礦條件和現(xiàn)場觀測，認(rèn)為由于三江煤礦5-2煤埋藏淺，地應(yīng)力較小，煤層硬度大，使得在沿空留巷整個推采過程中，煤柱幫僅在滯后影響范圍內(nèi)出現(xiàn)小范圍輕微片幫，最大片幫深度小于300mm，煤柱未出現(xiàn)塑性破壞，整體處于彈性受力階段。煤柱深度2m、5m和10m處應(yīng)力增量較小，無明顯變化；煤柱深度8m處應(yīng)力由4.2MPa增長到7.9MPa，而后趨于穩(wěn)定，應(yīng)力集中系數(shù)為1.88，推測基本頂斷裂線位于煤柱側(cè)深度8～10m之間。

3.3 留巷期間泵充混凝土支柱軸向載荷

泵充混凝土支柱應(yīng)力變化特征如圖8所示，泵充混凝土支柱受力隨工作面遠(yuǎn)離呈現(xiàn)“增大—減小—增大—穩(wěn)定”的規(guī)律，滯后工作面4m時，支柱開始受力，滯后工作面4～23m時應(yīng)力快速增長，達(dá)到第一峰值20.4MPa，而后迅速下降至7.5MPa，滯后24～55m時，支柱應(yīng)力緩慢下降至2.1MPa，而后出現(xiàn)拐點，滯后56～75m時，支柱受力快速增長至27MPa，而后趨于穩(wěn)定，最大應(yīng)力為27.9MPa。根據(jù)支柱應(yīng)力變化規(guī)律，推測第一次峰值時為直接頂斷裂，第二峰值為基本頂斷裂。

圖8 泵充混凝土支柱應(yīng)力變化特征

3.4 留巷期間巷道表面位移監(jiān)測

采用激光測距儀和頂板離層儀對沿空留巷巷道表面位移進(jìn)行在線監(jiān)測，如圖9所示，滯后工作面5m后，頂?shù)装逡平块_始快速增長，至滯后工作面75m時，增速放緩，移近量趨于平穩(wěn)，最大移近量83mm。滯后工作面35m時開始出現(xiàn)頂板離層，至65m范圍內(nèi)增長速度較快，而后逐步趨于平緩，最大離層量23mm。結(jié)合巷道圍巖條件，底板相對頂板和煤幫較軟，推測頂?shù)装逡平颗c離層量差值為巷道底鼓量。

圖9 留巷期間巷道表面位移曲線

3.5 礦壓監(jiān)測及沿空留巷效果分析

109工作面“支卸組合-泵充混凝土支柱”沿空留巷期間，對工作面支架工作阻力、巷旁支柱載荷、側(cè)向支承應(yīng)力分布、巷道表面位移進(jìn)行了實時在線監(jiān)測。采用水力壓裂卸壓技術(shù)后，沿空留巷側(cè)端頭支架工作阻力平均下降12%，表明水力壓裂促使端頭長懸臂垮落，形成了短懸臂結(jié)構(gòu)，巷內(nèi)壓力明顯降低。側(cè)向支承應(yīng)力影響范圍為工作面前方80m至工作面后方60m，應(yīng)力集中系數(shù)1.88。泵充混凝土支柱最大應(yīng)力27.9MPa，支柱無明顯損壞，仍具有較強的支護(hù)能力，巷旁支護(hù)強度滿足要求。巷道最大頂?shù)装逡平?3mm，最大離層量23mm，總體來講，留巷期間巷道頂?shù)装逡平亢晚敯咫x層量較小，巷道圍巖比較穩(wěn)定，滿足安全生產(chǎn)需求。

4 結(jié) 論

1)通過理論計算得出水力壓裂最低卸壓高度為24.5m，根據(jù)工作面端頭支架工作阻力監(jiān)測結(jié)果，壓裂前后工作阻力降低12%，表明留巷巷道側(cè)向懸頂沿壓裂線斷裂，破壞了原有的長懸臂結(jié)構(gòu)，形成短懸臂梁，有效改善了巷內(nèi)支護(hù)環(huán)境。

2)“支卸組合-泵充混凝土支柱”沿空留巷支護(hù)包括巷內(nèi)支護(hù)、巷內(nèi)加強支護(hù)和巷旁支護(hù)。巷內(nèi)支護(hù)和巷內(nèi)加強支護(hù)為巷道原有錨網(wǎng)索支護(hù)和補強錨索支護(hù)，巷旁支護(hù)為泵充混凝土支柱支護(hù)和單元支架臨時加強支護(hù)。采用?1000mm×3800mm規(guī)格支柱，泵充C35改性混凝土，延米支護(hù)阻力8000kN以上。柱間采用高韌性噴涂材料進(jìn)行密閉，可有效防止采空區(qū)遺煤自燃和有毒、有害氣體泄漏，實現(xiàn)工作面安全高效開采。

3)現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果表明，水力壓裂卸壓技術(shù)可有效減少巷旁頂板壓力，端頭支架工作阻力平均降低12%；泵充混凝土支柱最大受力27.9MPa，支柱無明顯損壞，具備較強的支護(hù)能力；側(cè)向支承應(yīng)力集中系數(shù)最高為1.88，巷道最大頂?shù)装逡平?3mm，頂?shù)装迨湛s率2%，頂板最大離層量23mm，整體變形較小，巷道圍巖比較穩(wěn)定。

4)“支卸組合-泵充混凝土支柱”沿空留巷技術(shù)成功應(yīng)用于大采高綜采工作面，完成了初期留巷試驗，留巷速度滿足工作面快速推進(jìn)需求，巷旁支護(hù)強度足夠，頂板和幫部變形較小，為后續(xù)煤柱回收提供了有利條件。