综采工作面过顺槽空巷煤柱回收技术

荆鸿飞

(西山煤电(集团)公司钻探分公司，山西 太原 030053)

回收煤柱综采工作面过空巷、交叉空巷技术是影响煤柱回收施工的关键。在工程实际中，较常采用木垛、密集支柱等支护空巷顶板或调整工作面与空巷角度来解决综采工作面过空巷问题。随着采煤工艺的发展，采用锚杆锚索等主动支护［1－4］手段逐渐成为解决工作面过空巷的一种有效方法。

宏景塔一矿井田中东部区域已回采完毕，为了回收大巷护巷煤柱，布置了6－2113工作面。该工作面为大采高孤岛工作面，推进过程中通过交叉空巷，因此，采用一种安全有效的过空巷技术成为施工中亟待解决的问题。

为得到工作面过空巷时顶板稳定性特性，依据该矿6－2113工作面的实际情况，建立了工作面过空巷的物理模型及力学模型，推导了工作面顶板稳定性的判别条件，并根据施工实际，提出了工作面合理推过空巷的支护技术措施。

1 工作面概况

宏景塔一矿6－2113工作面的作用是回收井田中东部区域的大巷护巷煤柱。该工作面北邻东回风大巷、南邻原一采区采空区，平面布置见图1。工作面可采长度为1010 m，工作面长度172 m，主采煤层的厚度为4.1～5.4 m，普氏硬度系数为4，顶底板岩层分布情况见表1。工作面采用长壁后退式全部跨落法综合机械化采煤。

在回收105主运顺槽和107辅运顺槽两巷间15 m宽煤柱过程中，该工作面平行通过6条空巷、垂直推进1条空巷(东辅运大巷)。依据文献［5－7］可知:在工作面采动过程中，影响空巷与工作面围岩稳定性的因素主要有:性质煤层埋深、煤厚、采高、巷宽、煤柱尺寸、煤岩物理以及巷道支护情况等。该工作面的顶、底板岩层赋存特性及其物理指标见表1。

2 过空巷基本顶稳定性分析

2.1 过空巷基本顶力学模型

为分析工作面过空巷时顶板稳定性状况，本文依据顶板覆岩运动理论，建立了工作面过空巷顶板结构力学模型，见图2。

表1 顶底板岩层赋存特性及力学参数表

图2 工作面过空巷顶板结构图

图2中，①、②、③为基本顶破断后形成的块体。由空巷基本顶破断特征分析可知，岩块②作为影响工作面安全通过空巷的关键块体，其长度为工作面周期来压步距。对空巷围岩力学模型简化处理［1］:岩块①、②、③形成铰接结构。岩块②之上的软弱岩层与其上部硬岩层离层，失去力的传递，软弱岩层可视为作用于其上的载荷。空巷支护阻力及工作面支护阻力通过顶煤及直接顶对岩块②作用。

为了推导基本顶结构稳定性条件，在岩层梁结构假设的基础上，利用多跨梁理论对顶板结构受力分析，将多跨梁分解为斜简支梁和悬臂梁两部分，得到基本顶结构稳定性力学模型，见图3。

图3 工作面过空巷基本顶力学模型

如图3所示，F1、F2为两煤柱实际支护力;K1、K2为两煤柱的等效弹性系数;Fs1、Fs2为两煤柱的等效极限支撑力，P1、P2为两空巷对顶板的支撑力;q＇为悬臂梁模型上基本顶受到的等效载荷，q为斜简支梁模型上基本顶受到的等效载荷。

依据静力学平衡理论，建立基本顶结构稳定性约束条件，对6－2113工作面过空巷基本顶力学模型进行分析，推导维持基本顶稳定的巷道支护力公式。实际支护力可用文献［8］中给出公式计算:

式中:

C1、C2、C3、C4—分别为 K1的函数;

B1、B2、B3、B4—分别为 K2的函数;

D—关于(K1，K2)的函数。

煤柱Ⅰ、Ⅱ的弹性系数计算公式为:

式中:

E—煤柱的弹性模量;

X1、X2—分别为煤柱Ⅰ、Ⅱ的宽度。

煤体Ⅰ和Ⅱ的极限承载力计算公式为:

式中:

RC—煤的抗压强度。

6－2113工作面采高5 m、直接顶厚度3.7 m、直接顶破碎残余膨胀系数为1.08、E为900 MPa，X1为50 m，q＇、q 由关键层理论中基本顶受力［6］可得为7.195 MPa、0.187 MPa。代入各参数可得，X2的极限值为18.3 m，表明当工作面推至煤柱宽度小于18 m时，两煤柱处于弹性阶段，能支撑顶板的压力维持稳定;当推进到18 m时，煤柱发生压碎。

2.2 数值模拟分析

为了直观分析工作面过空巷前围岩特征，采用了二维数值离散单元法分析围岩位移特征。模型的走向长为280 m，为了消除边界影响，两侧各留19.5 m长的保护煤柱，各岩层均为水平岩层，左右边界为水平位移约束条件。垂直高度由底板、煤层、直接顶、老顶以及软岩五层构成，采高为4 m。模型上表面施加10 MPa的均布力，下边界为铅垂位移约束边界条件。建立的工作面临近空巷时围岩的破坏区域分布及老顶结构图见图4。

图4 工作面采动中空巷围岩破坏区域分布图

由图4可知，工作面开采后方为采空区，顶板全部垮落，符合基本顶力学模型。值得注意的是，工作面距空巷约35 m处空巷顶板明显下沉。

为了反映在不同开采工艺条件下工作面附近煤层的稳定性状态，在建立工作面数值计算模型基础上，设计了关于空巷顶－底移近量与控顶距、采高的模拟仿真试验。该模型长100 m、宽20 m、高103 m，上边界面施加上覆岩层自重的均布压力值10 MPa;其余5个边界面固定法向位移。为简化计算，假设初始应力场亦为自重应力场，完成初始应力场平衡后，进行施工开采模拟仿真试验。该数值模拟仿真试验考虑了控顶距和采煤机采高两个因素，共设计12个试验方案，对应参数见表2。

表2 数值模拟试验方案表

根据数值模拟试验得到空巷距工作面35 m时，关于控顶距、采高与空巷顶－底移近量关系，见图5。当其他条件相同时，采高越大、控顶距越大，对应的空巷顶－底移近量也越大。当采高为6 m、控顶距为12 m时，空巷顶－底移近量最大为0.27 m。值得注意的是，比较采高和控顶距对空巷顶－底移近量的变化率可知，采高比控顶距对空巷顶－底移近量的影响程度大。

图5 工作面控顶距、采高与空巷顶－底移近量关系图

由以上分析可知，工作面超前支撑压力影响区覆盖空巷前，应先降低工作面的采高和控顶距，以减小顶板下沉量。随着工作面推进，煤柱对顶板提供的支撑力越来越小。当煤柱和巷道提供的支护力不足以维持基本顶稳定时，基本顶将下沉垮落。由于基本顶垮落是一动态过程，将在工作面附近产生冲击现象，这表现为矿压显现剧烈。

3 过空巷支护技术措施

为了避免工作面前方煤柱和顶板压力过大而造成顶板冒落和漏顶等现象，可以采用工作面提前调斜技术，控制空巷和工作面之间煤柱的宽度，使工作面之间前方的空顶区域控制在一个比较小的范围。此外，降低采高也有助于减小顶板垮落和下沉高度。根据以上分析及生产实际，确定工作面过空巷采用以下综合技术:工作面提前调斜、降低采高，对空巷提前进行锚网加强支护，以及工作面临近空巷采用液压支柱补强。

3.1 顶板支护方法

原有巷道支护方式为锚杆支护，锚杆间排距为1000 mm×1200 mm，锚杆规格为d16 mm×1800 mm。为防止工作面过空巷时，顶板漏、冒，对该处顶板进行加强支护，见图6。其支护方式为:挂网、支护锚索、吊梁锚索、矿用11#工字钢梁以及在工字钢梁下打设液压单体支柱的联合支护方法。顶板支护流程为:挂网—支护锚索—吊梁锚索—打设液压单体支柱。

图6 空巷加强支护图

顶板破碎深度大的区域可以考虑斜打锚索(见图7)，由于锚索锚固段无法锚进坚硬岩层，因此，应使锚索倾斜锚固，使锚索锚固段深入煤体上方顶板完整度较好部位，以期望得到稳定的锚固效果。

图7 顶板破碎深度大条件下锚索支护示意图

3.2 支护材料规格

支护材料应按以下要求安设:

1)铁丝网规格:1400 mm×5600 mm，网格:50 mm×50 mm。

2)吊网锚杆规格:d16 mm×1200 mm圆钢锚杆。

3)锚杆铁托板规格:120 mm×120 mm×8 mm。

4)联网铁丝:14#铁丝。

5)锚索规格:1×7－d15.24 mm ×8500 mm，极限拉断力不小于270 kN，延伸率不大于3%。

6)锚索铁托板规格:300 mm×300 mm×16 mm。

7)树脂锚固剂:CK2360型。

8)工字钢梁:矿用11#工字钢，双梁并排焊接，长度根据实际巷道宽度定。

9)液压单体支柱规格:DWQ38－250/110。

3.3 技术要求

良好的技术施工是巷道和工作面稳定的保证。为工作面顺利通过空巷，施工应按以下要求操作:

1)铁丝网联接要求。铁丝网长边与巷道中心线垂直铺设，不漏网、不卷网，铺平铺展。搭接宽度为200 mm(4孔)，使用14#铁丝每200 mm(4孔)联一扣，拧紧联牢。挂网锚杆间排距:2200 mm×1200 mm(巷道原有锚杆支护，此锚杆仅为挂网锚杆)，外露30～50 mm，锚固力不小于50 kN，扭距力不小于100 N·m。

2)挂网支护完成后，对顶板进行锚索支护。锚索沿巷道中心线两侧等距均匀布置，间排距:2000 mm×2000 mm。每根锚索使用3根CK2360型树脂锚固剂。锚索外露200～350 mm，锚固力不小于200 kN。

3)锚索支护完成后，对顶板进行吊钢梁支护。吊钢梁锚索规格1×7－d15.24 mm×8500 mm，每根钢梁打设2根吊梁锚索，每根锚索使用3根CK2360型树脂锚固剂。工字钢梁长度要根据现场实际情况制作，间距为875 mm。吊挂时工字钢梁两端要顶住两帮煤壁，紧贴顶板，空隙处要使用木板充填严实。锚索外露200～350 mm，锚固力不小于200 kN。

4)钢梁吊装完后，再使用单体液压支柱补强支护。单体液压支柱在工字钢梁下打设，柱距1000 mm。液压单体支柱与工字钢梁之间要垫加木板，防止液压单体支柱滑倒，确保液压单体支柱与钢梁垂直，打设液压单体支柱初撑力不小于11.46 MPa。

5)单体液压支柱打设完成后，对吊挂钢梁锚索逐根进行检查，重新紧固。液压单体支柱补液与张拉锚索重复几次，保证锚索、液压单体支柱达到设计要求。

4 过空巷安全技术措施

4.1 通过方法

过空巷采用了降低采高(工作面与空巷贯通时工作面采高与空巷高度一致)，斜交(工作面与空巷成2.5°～3°夹角，机头超前机尾 8 ～10 m，从机头向机尾逐架贯通和通过)的方法，具体措施如下。

1)在调整工作面机头超前机尾时，要做到运输机不串头、不串尾，保证采煤机割通两顺槽三角煤，保证两安全出口畅通。

2)距空巷25 m时，要由外向里逐架、逐根检查空巷内液压单体支柱支护情况，对自动卸载、弯曲变形的液压单体支柱及时更换，并逐根重新升紧在用液压单体支柱(重新拉紧锚索)，保证支护质量。

3)距空巷20 m时，工作面开始调整采高，距空巷5 m时调整为3.9 m，确保工作面采高与空巷高度保持一致，顶、底平整，并顺利贯通。

4)主运顺槽机头硐室与东主运大巷交叉处要根据支护高度提前8 m二次进行调整采高，距维护处1 m时，割煤要慢，防止割到支护用11#矿用工字钢棚。

5)与空巷贯通后，支架工要采取“少降快拉、拉过即可”的方式及时将支架拉出或将支架护帮板伸出，拉架时，不得损坏液压单体支柱，支架初撑力达到规定要求。

4.2 回柱方法

回柱是在工作面内回收空巷一个循环内的液压单体支柱。当割通空巷的液压支架顶梁挑住工字钢300 mm以上后，方可从机头向机尾进行回收。

回收时，必须闭锁运输机，停止采煤机作业;要检查所回收液压单体支柱邻近有无损坏或自动卸载液压单体支柱，对损坏或自动卸载的液压单体支柱要及时更换。回收时还必须观察顶板及周围情况。

5 结论

依据宏景塔一矿6－2113工作面的实际情况，过空巷基本顶力学模型，对6－2113工作面过空巷的稳定性进行理论分析和数值模拟计算;设计了模拟仿真试验方案，得到了工作面过空巷顶－底移近量与工作面采高、控顶距的关系。

在理论分析的基础上，根据宏景塔一矿6－2113工作面的生产实际，提出了工作面过空巷时加强支护方法及具体施工措施，并在该工作面进行应用，取得较好效果，为大采高工作面过空巷回收煤柱提供了借鉴。

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