高金龍

（汾西礦業(yè)集團中興煤業(yè)公司，山西 交城 030500）

1 工程背景

中興礦1204下工作面屬于近距離煤層開采，巷旁充填沿空留巷所在巷道1204下材巷位于采空區(qū)下方，層間距不足4m，上下煤層間開采的相互影響較大，下部煤層開采前頂板的完整程度已受上部煤層開采損傷影響，其上又為開采垮落的矸石，導致下部煤層開采區(qū)域的頂板結構和應力環(huán)境發(fā)生變化。從而使下部煤層開采與單一煤層開采相比出現(xiàn)了許多不同礦山壓力現(xiàn)象。另外，中興礦為高瓦斯礦井，采掘時瓦斯涌出量較大，而傳統(tǒng)的U型通風和瓦斯抽采技術，經(jīng)常導致工作面瓦斯超限，影響安全生產(chǎn)。由于沿空留巷技術具有降低巷道掘進率、提高煤炭采出率、減小工作面瓦斯含量、實現(xiàn)煤與瓦斯共采的優(yōu)點。因此，以中興煤礦1204下工作面材料巷為工程背景，開展研究采空區(qū)下薄層頂板沿空留巷圍巖控制技術，從而解決中興煤礦的采掘接替、資源浪費、薄層頂板支護、瓦斯超限等難題，實現(xiàn)礦井的集約化高效生產(chǎn)。

2 數(shù)值模擬模型建立

沿空留巷從開始掘進至最終報廢，圍巖變形順次經(jīng)歷巷道掘進、沿空留巷和二次采動三個階段。巷道掘進階段圍巖變形量較小，與普通巷道掘進階段圍巖變形規(guī)律相同。在沿空留巷階段，由于工作面回采的影響，巷道圍巖應力再次重新分布，圍巖變形急劇增大。而在二次采動階段，不但受到本工作面回采動壓影響，同時受到上部采空區(qū)殘余支承壓力的影響，在二者相互影響下造成巷道圍巖大變形。

表1 煤巖體力學參數(shù)

為了詳細分析沿空留巷巷旁充填墻體對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響規(guī)律，根據(jù)中興礦1204下工作面生產(chǎn)地質條件，利用FLAC3D進行模擬上煤層回采后，本煤層中掘巷、一次回采巷旁充填、二次回采等過程中應力分布情況。所建立的數(shù)值計算模型長185m、寬100m、高56m，煤層厚度按3m取，巷道也按實際尺寸，寬度取4.5m、高取3.0m，將模型底部及四周邊界固定，上部施加載荷以模擬原巖應力，所計算的模型如圖1所示，煤巖體物理力學參數(shù)按表1選。

圖1 FLAC3D數(shù)值模擬模型圖

2.1 采場應力變化

由于2#煤層已經(jīng)回采完畢，導致其下方2#下煤層卸壓，巷道掘進不會出現(xiàn)2#煤層時的較高側向支承壓力，巷道1204下材巷處于應力較小的范圍內，如圖2所示。而上煤層回采時留下區(qū)段煤柱處在2#下煤層1204下工作面處出現(xiàn)較大應力，約為34MPa。但其距1204下材巷水平距離8m，豎向距離約3m，按照支承壓力在底板巖層中傳播公式計算和工程實踐得到，上煤層區(qū)段煤柱對1204下材巷沒有影響。

在1204下工作面推進，在工作面后方進行留巷過程中，采場的應力分布發(fā)生變化，上煤層區(qū)段垮落在本工作面采空區(qū)內也形成較大應力；充填體也承載上部采空區(qū)矸石重力，但其應力較小約為8～10MPa；在工作面?zhèn)认蛑С袎毫^小，但在工作面后方下個工作面靠近1204下材巷的一側出現(xiàn)較大的支承壓力約為 22～24MPa。

圖2 1204下工作面回采時采場應力分布

1206下工作面回采時，整個采場應力分布情況如圖3所示，在1204下工作面采空區(qū)中，主要是上煤層留下的煤柱垮落后形成的高應力區(qū)，1204下材巷巷旁充填承載大概10MPa壓力。

圖3 1206下工作面回采時采場應力分布

3 圍巖控制方法及礦壓觀測

3.1 充填體成型技術

為使高水速凝材料漿液體在充填時成型，可采用模板或鋼筋網(wǎng)加充填袋作為成型設備。相對于采用模板時的拆卸復雜和采高變化適應差的缺點，開發(fā)了易于施工的鋼筋網(wǎng)加充填袋成型技術具有較大的適應性，如圖4所示，并且鋼筋網(wǎng)還可以進一步加固充填體，約束其側向變形，對拉鋼筋采用直徑20mm的螺紋鋼、間排距800×1000mm。

圖4 充填體成型及加固示意圖

3.2 巷內基本支護

圖5 1204下材巷支護方式

1204下材巷與上方采空區(qū)距離僅有4m，屬于極近距離煤層下行開采，受上覆采空區(qū)破斷巖體及本工作面回采動壓影響，易發(fā)生冒頂?shù)葟姷V壓事故，需要用U型鋼梯形棚并背板將頂板固定，并采用錨桿和短預應力錨索支護，將頂板在預應力作用下形成固定板結構，其巷內支護示意圖如圖5所示。

3.3 巷內加強支護

3.3.1 超前加強支護

為實現(xiàn)高水充填沿空留巷工作的安全快速施工，緩解巷道在超前回采動壓影響下嚴重變形變形問題，超前工作面對巷道進行加強支護，采取如下措施：

1）1204下工作面兩端頭均采用3.6m的π型梁配合單體液壓支柱構成“一梁三柱”對梁邁步式進行支護。

2）1204下材巷超前支護范圍不得少于30m，材料巷超前支護采用ZT2×3200/15/30型超前支護支架，巷道兩側各安裝2組，共4組，長度為25m，剩余5m采用3.6m的π型梁與單體液壓支柱構成“一梁三柱”進行加強支護。

3.3.2 充填點的臨時支護

1）在工作面機尾頂板鋪設鐵絲網(wǎng)和采用W鋼帶、φ20×2200mm的螺紋鋼錨桿配合鐵餅壓網(wǎng)維護。

2）機尾錨桿施工完成后，拉移排頭支架，在排頭支架尾部距落采空區(qū)側2700mm使用1m的π型梁+單體液壓支柱構成“一梁二柱”進行臨時支護。

3）在支架尾部使用單體液壓支柱配合π型梁構成“一梁三柱”支護。

3.3.3 工作面后方加強支護

為保證巷旁充填體成形良好，對工作面后方150m范圍同樣采用單體支柱配合鉸接頂梁加強支護，每排布置4根單體液壓支柱，間排距為800×1000mm。

3.3.4 礦壓觀測

為了觀測在1204下工作面運巷高水充填材料沿空留巷期間圍巖活動規(guī)律，考察巷道圍巖變形和充填體的變形，研究支護參數(shù)的合理性，通過建立礦壓觀測站進行礦壓觀測。

由礦壓觀測結果可知，離工作面越近，巷道圍巖變形速度及變形量越大，隨著工作面不斷向前推進，圍巖變形速度及變形量又逐漸減小。工作面后方形成的留巷圍巖變形總體可分為3階段，即加速變形期、緩慢變形期及圍巖變形穩(wěn)定期。工作面后方30m～80m范圍內巷道圍巖變形較為劇烈，在工作面后方50m附近達到最大，頂?shù)装遄畲笠平俣葹?.25mm/d，兩幫最大移近速度為4.75mm/d，在工作面后方150m以外巷道圍巖變形速度趨于穩(wěn)定，圍巖平均變形速度在1mm/d以下。

4 經(jīng)濟效益分析

1）回收煤炭資源效益。

工作面若不采用沿空留巷，則鄰近工作面開采至少需留設25m煤柱護巷，每米煤柱的煤炭損失量為：25m×2.5m×1.25t/m3=78.125（t/m）。

煤炭的售價按1200元/噸計算，則每米留巷可回收煤的經(jīng)濟效益為：78.125×1200元/噸=93750（元/m）。

設計巷道1204工作面推進長度為950m，則回收煤炭資源量為：78.125 t/m×950m×2=74218.75（噸）。

設計巷道1204工作面回收煤炭資源經(jīng)濟效益為：74218.75t×1200 元 /t=89062500（元）。

2）沿空留巷支護成本計算。

結合中興煤礦現(xiàn)場施工，核算留巷成本為6755元/m，包括人工費、材料費（高水材料、鋼筋網(wǎng)、充填袋、梯子梁、對拉鋼筋等）、設備租賃、維修等費用。

3）新掘巷道完全成本。中興煤礦新掘巷道成本綜合成本9000元/m；包括人工費、材料費、設備租賃、維修費等。

4）沿空留巷產(chǎn)生的經(jīng)濟效益計算。

沿空留巷經(jīng)濟效益=回收的煤炭資源效益+新掘巷道完全成本-沿空留巷支護成本。

式中：沿空留巷的成本為6755元/m；新掘巷道的成本為9000元/m。

每米沿空留巷可創(chuàng)造經(jīng)濟效益為：93750元/m+9000元/m-6755元/m=95995元/m。

采用沿空留巷之后創(chuàng)造的直接經(jīng)濟效益為：95995 元 /m×950m=9119.525(萬元)。

由此可見，沿空留巷在經(jīng)濟上是合理的。

5 結 論

通過開展研究采空區(qū)下薄層頂板沿空留巷圍巖控制技術，不但解決中興煤礦的采掘接替、資源浪費、薄層頂板支護、瓦斯超限等難題，實現(xiàn)礦井的集約化高效生產(chǎn)，同時豐富了沿空留巷圍巖控制技術實踐，為類似情況下的沿空留巷提供了一定的參考借鑒意義。