張國恩，趙建明，胡 江，劉虎生

(1.國家能源集團神東煤炭集團 烏蘭木倫煤礦，內蒙古 鄂爾多斯 017205； 2.鄂爾多斯市煤炭局，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

烏蘭木倫煤礦12煤五盤區(qū)共布置5個工作面，工作面推進長度相對較短，基本在1080m左右，工作面輔助回撤通道距12404主運巷113m，為提高盤區(qū)煤炭資源回收率，減少煤炭資源浪費，決定在工作面輔助回撤通道與12404主運巷之間布置綜采工作面，將輔助回撤通道作為回風巷，12404主運巷作為進風巷。綜采工作面回采將面臨的困難是需要過9條空巷，其中，8條平行于工作面，1條垂直于工作面。國內外綜采工作面過單獨空巷或遠距離多條空巷時通常采用工作面調斜推進[1，2]，首先使部分工作面先揭露空巷，然后工作面的余下部分再揭露空巷，避免工作面一次性全斷面揭露空巷。而烏蘭木倫煤礦工作面存在多條近距離平行于工作面的空巷，不具備調斜推進過空巷的條件，必須采取補強空巷支護強度，從而使工作面順利通過空巷。本文研究采用綜采面過空巷泵送支柱支護技術，并確定過空巷時泵送支柱的支護方式、支護強度、支柱直徑等，分析支護材料性能，并制定支護工藝，最終確定支護方案。

1 煤柱回收方案

為提高煤炭回收率，減少資源浪費，計劃回收12501、12502和12503輔助回撤通道煤柱，回采煤量25萬t[3]。12502和12503輔助回撤通道煤柱計劃布置綜采面回收，與12404綜采面形成刀把型工作面進行回采，即12404-1面。具體巷道布置方式如下：

將12404主運巷帶式運輸機延伸，作為12404-1綜采面的主要運輸巷；將12502回風巷113m擴幫改造為12404-1切眼，原巷道5m寬，擴至7.5m；由于12502和12503輔助回撤通道不在一條線上，相差1.7m，所以將12503輔助回撤通道采空區(qū)側擴幫1.4m，共323m，用作綜采面的回風巷，即12404-1回風巷，如圖1所示。12404-1綜采面工作面長度113m，推進長度542.5m，過空巷1432m，推進至原12404-2切眼處加面。

圖1 12404-1綜采面巷道布置圖(m)

巷道揭露煤層厚度2.2～2.8m，平均2.6m。已有巷道未揭露斷層等地質構造[4]。煤層直接頂巖性為中細砂巖，厚度1.6～4.5m，老頂巖性以中粗砂巖為主，厚度4.4～11.4m。上覆基巖厚度115～135m，松散層厚度10～15m，松散層不含水。工作面回采后有少量基巖孔隙裂隙水進入工作面，根據(jù)該區(qū)域已回采工作面預計本工作面正常涌水量10m3/h，最大涌水量30m3/h。

2 確定過空巷支護材料

2.1 確定支護強度

根據(jù)《礦山壓力與巖層控制》中對頂板壓力的估算方法[5]，按照8倍采高的上覆巖層重量進行估算。

P=9.8×h×m×r

(1)

式中，P為支護強度，MPa；h為支護強度系數(shù)，取8；m為工作面采高，取2.8～3.2；r為頂板巖層容重，取2.55kN/m3。

經計算得到最大頂板壓力估算值為0.612MPa。

2.2 確定支護材料

根據(jù)常用礦山支護材料篩選出4種材料作為支護空巷備選材料[6]，分別為：道木、錨索、單體支柱、泵送支柱，每種支護材料都有適用范圍及優(yōu)缺點，現(xiàn)分別描述每一種支護材料的支護形式與其優(yōu)缺點。

1)道木：將數(shù)根道木堆積打設成道木垛進行支護空巷。優(yōu)點：過空巷時，由于超前支承壓力作用，頂板發(fā)生下沉變形，道木屬于可變性量大的支護材料，能夠在頂板下沉時，給與頂板讓壓變形，能夠釋放部分支承壓力，進而能夠很好地保證空巷的穩(wěn)定性，不會發(fā)生冒頂事故。缺點：過空巷時，道木垛無法回收，采煤機割煤時，木材進入原煤，同時采煤機切割道木時，道木垛會發(fā)生坍塌。從而空巷內支柱道木垛會影響煤質，更無法保證道木垛支撐的穩(wěn)定性。

2)錨索：錨索支護空巷頂板。優(yōu)點：錨索支護成本低，支護強度高，施工速度快。缺點：目前烏蘭木倫煤礦使用最長錨索為8m，8m錨索正好為頂板垮落高度，因此選用8m錨索可能會在過空巷時發(fā)生冒頂事故，若選用更長的錨索進行支護，錨索轉機扭矩不足，無法施工深孔。

3)單體液壓支柱：單體支護空巷頂板。優(yōu)點：單體支柱支護空巷速度快，單體能夠泄液回縮，起到讓壓作用，支護強度較高。缺點：打設空巷單體支柱無動力源，需要安設一臺臨時泵站。過空巷時，單體回收困難，人工回收存在較大風險。單體內的乳化液對井下水質影響較大，不利于環(huán)保。

4)泵送支柱：泵送支柱支護空巷頂板。優(yōu)點：泵送支柱支護強度高，具有一定變形量，采煤機較容易切割，不用回收支護材料。缺點：空巷支護費用高，泵送支柱材料進入原煤影響煤質。

根據(jù)以上四種支柱材料的優(yōu)缺點以及考慮過空巷的安全型，綜合考慮選擇“泵送支柱+補強錨索”聯(lián)合支護作為過空巷支護方式。

3 確定空巷支護方案

3.1 支護方式

空巷長度共計1432m。其中正常段979m，超高超寬段453m；平行于工作面空巷853m，垂直空巷579m。過空巷補強支護方式如下。

3.1.1 巷道段支護方式

巷道寬度5m，高度2.9～3.2m。平行巷道采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+4.6mW鋼帶+泵送支柱”支護方式，垂直巷道采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+4.6mW鋼帶”支護方式。每排布置3根錨索，排距1.5m。泵送支柱直徑700mm，巷道中部區(qū)域間排距2.5m×2.5m。正常情況下兩端頭區(qū)域25m范圍內打設一排支柱，間距3m；兩端頭25m范圍內有聯(lián)巷的區(qū)域，聯(lián)巷靠端頭側打設3排支柱，參數(shù)與中部區(qū)域一樣，聯(lián)巷內部距離巷幫1m處在中間打設一根支柱。

3.1.2 機頭段支護方式

1)機頭硐室寬度6.1m，平均高度4.5m。巷道超高段采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+11#工字鋼+雙層鋼筋網(wǎng)做假頂”支護方式，每排布置3根吊掛錨索，排距0.5m，假頂用道木進行充填。巷道下部3.2m采用泵送支柱支護方式，泵送支柱支護直徑Φ700mm，中部區(qū)域間排距3m×2.5m；兩端頭區(qū)域泵送支柱呈三花布置，兩端頭25m范圍內有聯(lián)巷的區(qū)域，聯(lián)巷靠端頭側打設3排支柱，參數(shù)與中部區(qū)域一樣，聯(lián)巷內部距離巷幫1m處在中間打設一根支柱；兩端頭25m范圍內有三角煤柱或交叉點區(qū)域面積較大的，按照中部區(qū)域支柱參數(shù)進行打設。

2)在原有錨索支護基礎上，按照4根“1.5m錨索+3.6m和2.3m的W鋼帶”補強支護。

3.1.3 切眼支護方式

切眼采用“Φ22.4mm×8000mm錨索+5m長的W鋼帶+泵送支柱”支護方式。泵送支柱直徑700mm，間排距2.5m×2.5m，兩端頭區(qū)域25m范圍內間距3m，呈五花布置，每個調車硐室口部施工1根支柱。在原有錨索支護基礎上平行于切眼方向補打兩排錨索，錨索間排距2.2m。

1)12501繞道1平行于工作面段：在12501繞道1拐角處，斷面變大應力集中位置設計5個泵送支柱[6]，其他區(qū)域不施工支柱。12501繞道1支護方式如圖2所示。

圖2 12501繞道1支護方式示意圖

2)12502繞道1、2：設計2排泵送支柱，間排距為2.5m，選取Φ700mm支柱，正幫側距支柱中心間距為1.25m，副幫側距支柱中心間距為1.25m。兩端頭區(qū)域25m范圍內一排支柱，間距3m。兩端頭25m范圍內有聯(lián)巷的按照設計參數(shù)施工。12502繞道1、2支護方式如圖3所示。

圖3 12502繞道1、2支護方式示意圖

3)12502、12503、12504主運巷機頭：設計2排泵送支柱，非擴幫段正幫側距支柱中心間距為1.25m，副幫側支柱間距為1.25m，擴幫段正幫側距支柱中心間距為1.8m，副幫側支柱間距為1.8m，選取Φ700mm支柱，支柱間排距為2.5m×3m。兩端頭25m范圍內呈3花布置。端頭區(qū)域有三角煤柱或交叉點面積大的按照設計參數(shù)施工。12502、 12503、12504主運巷支護方式如圖4所示。

圖4 12502、 12503、12504主運巷支護方式示意圖

4)12404-2切眼段：切眼寬度7.2m，工作面過該空巷時，需要等待加面安裝，工作面等待時間約為4～5d，期間可能出現(xiàn)礦壓顯現(xiàn)劇烈的情況。因此，該處布置3排支柱，確保安全生產，12404-2切眼支護方式如圖5所示。正幫側距支柱中心間距為1.1m，副幫側支柱間距為1.1m。切眼調車硐室口部布置1根泵送支柱，間距2.5m，深入調車硐室口部1m。

圖5 12404-2切眼支護方式示意圖

3.2 泵送支柱直徑確定

冒落高度范圍內頂板自重m由式(2)計算[7]：

m=5×n×L×w×h×r×f=4781.25kN

(2)

式中，n為泵送支柱每排的數(shù)量，取2；L為泵送支柱支護間距，取5.0m；w為空巷巷道寬度，取5.0m；h為錨索錨固長度，取5.0m；r為巖石平均比重，取2.55t/m3；f為安全系數(shù)，一般1～2.0，取1.5。

當泵送支柱直徑為700mm、高度2.8m時，其提供的工作支撐力Q由式(3)進行計算：

Q=πd2q·fs=5.2×106N=5200kN

(3)

式中，d為泵送支柱半徑，取0.35m；q為支柱材料實驗室強度，取15×106N/m2；fs為支柱結構性強度古氏系數(shù)，取0.9～1.0。

經計算Q=5200kN，大于頂板自重(m=4781.25kN)，因此，直徑為700mm、高度2.8m的泵送支柱提供的工作支撐力能夠支撐冒落高度范圍內頂板自重。

4 空巷泵送支柱施工工藝

4.1 泵送支柱施工工藝順序

泵送支柱施工工藝順序[8]：①施工地點安設螺桿泵1臺，水壓不小于0.8MPa，流量不小于40m3/h，電壓660V；②鋪設注漿管路，管路直徑DN25mm；③吊掛注漿充填袋，并校正、固定；④向充填袋內注漿。

4.2 空巷施工泵送支柱順序

根據(jù)生產接續(xù)時間確定空巷施工泵送支柱順序：①先施工12503主運巷8聯(lián)巷處空巷，施工數(shù)量為10個支柱；②再施工12404-2切眼，施工數(shù)量為117個支柱；③再施工12501繞道1，施工數(shù)量為5個支柱；④再施工12502繞道1，施工數(shù)量為73個支柱；⑤再施工12502主運巷，施工數(shù)量為77個支柱；⑥再施工12503主運巷，施工數(shù)量為83個支柱；⑦再施工12504主運巷，施工數(shù)量為84個支柱；⑧最后施工12502繞道，施工數(shù)量為74個支柱。

4.3 泵送支柱施工材料

注漿材料采用A材料為生石灰，B材料采用高嶺土，注漿材料由A、B兩種組份按質量比1∶1的比例組合而成。該材料具備固化速度快、早期強度增長快、凝固時間可調、致密性好、滲透性強、不收縮、結實率高、密封性能強等特性。

材料全部由無機礦粉組成，完全阻燃，運輸、倉儲、使用過程沒有火災隱患。無機礦物材料不揮發(fā)，使用過程沒有異味，能夠避免有毒氣體對人體的傷害。材料消耗量小，單位體積消耗量約240kg。

5 結 論

1)通過計算12404-1綜采面頂板支護強度，選擇合理的支護形式及支護材料，并在空巷采用泵送支柱進行了補強支護。在空巷內施工泵送支柱，通過支柱能夠將空巷頂板巖層部分自重傳遞至底板，減輕空巷兩幫支承壓力，同時減小空巷內頂板的擠壓應力，能夠避免空巷底板發(fā)生底鼓。

2)綜采工作面過空巷是煤礦生產現(xiàn)場經常面臨的實際難題，應當結合現(xiàn)場實際地質條件，科學合理計算支護強度并選擇支護方式。同時還要考慮初采期間直接頂能否及時垮落，避免大面積懸頂。