松软煤层沿空留巷围岩稳定性控制技术

孟　强

(大同煤矿集团 晋华宫矿，山西　大同　037000)

沿空留巷是无煤柱连续开采、煤与瓦斯共采以及煤层群连续卸压开采等技术的空间基础。目前薄及中厚煤层、顶板为岩层等条件的沿空留巷技术已趋成熟，但针对“三软”煤层且煤层厚度变化较大的综采放顶煤沿空留巷研究较少。白坪煤矿所采煤层属于豫西典型“三软”煤层，近年来，随着生产能力的逐步提高，白坪煤矿为了解决21001与21021综放工作面接替问题，实现快速掘进，决定在21001下巷采用沿空留巷技术。由于该矿煤层厚度变化大，且巷道顶底板均为软弱煤层，一次采出煤层厚度大、覆岩运动形成的结构远离采场，留巷巷道矿压显现明显、动压持续时间长。因此，研究松软煤层综放沿空留巷围岩稳定机理，提供合理的围岩控制技术，以满足现场安全生产需求。

1　工程地质条件

21001工作面位于21采区西翼，西至F19断层保护煤柱，东至21采区上部车场，南为11221工作面采空区，北为21021准备工作面，21001工作面走向长度795 m，切巷设计长度160 m，平均煤厚4.64 m，煤层倾角13°～29°.21001综放工作面总体上为一北西倾单斜构造形态，地质条件中等，煤层直接顶为大占砂岩，厚度约为17.5 m，直接底为砂质砂岩，厚度约为5.7 m，老底为L8灰岩，厚度约为1.8 m，工作面综合柱状图见图1.21001下巷向北为21021准备工作面。根据现有巷道的布置情况和21001下巷地质情况，沿空留巷试验区域为21001下巷当前回采位置(174 m)开始向外至工作面停采线位置，工程量621 m.21001下巷沿底掘进，其中下巷150～374 m、467～515 m、613～717 m处丢底煤，底煤厚度0～11.4 m.150～300 m、400～520 m、600～700 m处为厚煤区，顶煤厚度0～12.7 m，巷道压力较大。

2　现有巷道支护对留巷的影响

21001工作面下巷剩余巷道顶板为岩层的巷道长度为233 m，占剩余巷道长度的40.5%，下巷剩余巷道顶煤厚度为0～3.5 m的巷道长度为139 m，占剩余巷道长度的24.2%；下巷剩余巷道顶煤厚度大于3.5 m的巷道长度为203 m，占剩余巷道长度的35.3%.其中，顶煤厚度在3.5～5.0 m的巷道长度为68 m，顶煤厚度在5.0～8.0 m的巷道长度为75 m，顶煤厚度大于8.0 m的巷道有3段，共计106 m，长度分别为58 m、29 m、19 m.

21001工作面下巷采用16.2 m236#U型钢棚支护，巷道净高3.5 m，下净宽5.6 m，梁腿搭接0.45 m，棚距0.6 m.四道联锁梁加固，联锁位置：距底板1.0 m处巷道两帮各一道，顶梁与柱体搭接处偏上500～600 mm处各一道，并用塑料网、椽子腰帮接顶。

图1　21001工作面综合柱状图

现有巷道整体支护状况良好，但仍有部分巷道变形明显，现场实测巷道宽度4.6 m，大部分巷道高度在3.1 m左右，少部分巷道高度较低，巷道净高仅2.1 m.巷道变形较大的区域主要位于厚煤区，巷道变形特征主要表现为以下3点：

1) 棚腿钻底。

21001工作面下巷在实际掘进中，150～374 m、467～515 m、613～717 m处丢底煤，底煤厚度0～11.4 m.由于巷道底板为煤层，巷道底板松软，棚腿与底板接触面积小、压力大，造成棚腿钻底。现场实测，部分巷道已卧底500 mm以上。

2) 支架滑移。

现场实测中，部分支架滑移量达到1 m以上。U型钢棚具有高阻、可缩性能，棚梁与棚腿搭接后，拧紧卡缆螺母，产生预紧力。该预紧力包括两个方面：a) 搭接段U型钢间的摩擦阻力。b) 卡缆与U型钢间的摩擦阻力。随着巷道不断变形，施加到U型钢棚的力逐渐加大，当该力大于上述摩擦力时，支架产生滑移。

3) 帮脚内移。

U型钢支架两帮脚处为支护承载结构的薄弱点，原支护方案中未对帮脚处实施结构补强，受两帮侧压作用，帮脚出现内移现象，不利于支架承载性能的发挥。

通过现场实测得知，转载机自移梁高度为2.1～2.8 m，工作面端头支架工作高度为1.9～2.8 m，转载机机头长3 m、宽2.8 m、高2.1 m.为保证转载机自移梁、端头支架以及转载机顺利通过，应保证U型钢棚顶梁端头距底板有2.5 m高度。为保证转载机自移梁顺利通过，当巷道高度大于2.5 m时，需要超前工作面在U型钢棚拱部架设木垛。当巷道高度小于2.5 m时，需要超前工作面进行卧底。

3　松软煤层综放工作面沿空留巷围岩控制技术

3.1　沿空留巷围岩控制技术难点及对策

根据白坪煤业公司21001综放工作面生产地质条件，为了保证留巷稳定，保持通风断面满足安全生产的要求，尽可能的减小留巷的成本，提出了使用木垛+袋装矸石充填撕下帮沿空留巷方案。该方案有以下技术难点：

1) 实体煤帮控制难度大。由于综放开采一次采出的煤层厚度大，顶板岩层形成的结构远离采场，巷道围岩经受长时间的动压作用，不仅非采煤帮剧烈鼓出，而且很可能底鼓强烈，引起非采煤帮的进一步鼓出。同时，煤帮为软弱煤层，在老顶破断回转过程中容易发生流变，因此煤帮控制难度大。

2) 对巷旁充填体力学性能要求高。充填体紧邻采空区，基本顶在断裂旋转的过程中，对充填体施加较大的载荷，容易导致充填体的压坏，对充填体强度要求较高；采空区冒落矸石容易导致充填体鼓出、滑移甚至推倒充填体，对充填体的稳定性要求高。老顶破断回转是不可避免的，既要充填体具有一定的可缩量适应顶板下沉，又要具有较大的承载能力切断采空区侧顶板、阻止巷内顶板的过快回转变形。

3) 撕下帮留巷断面大。本次留巷采用撕下帮方案，巷道跨度较大，通常而言，跨度越大，支护就越困难。

4) 顶煤控制难度大。煤层厚度变化较大，在厚煤区综放沿空留巷巷道上方为松软顶煤，与普通沿空留巷上方为岩层相比，其强度和刚度小，工作面推过后顶煤易破碎、塌冒，需要采取合理的控制技术保持顶煤稳定，实现充填体与上覆岩层力的传递并有效切断采空区侧直接顶。因此，顶煤控制难度大。

针对上述沿空留巷围岩控制难度大、技术要求高等难题，提出以下综放沿空留巷围岩控制对策：

1) 对于实体煤帮采取高强度、高预应力锚索主动支护。在老顶第一次破断过程中，增加帮部结构稳定性，增强承载能力，防止发生切落。

2) 对于留巷顶板，采取高强度、高预应力带梁锚索主动支护，锚索长度依据顶煤厚度而定，使顶板锚固在坚硬、稳定的深部岩体中。

3) 充填体上方顶煤要超前工作面打锚索，原巷中锚杆索要进行二次预紧，以保证工作面采过后顶煤的完整性，使其成为充填体与基本顶之间完整的应力传递结构。

4) 充填体要支设及时，袋装矸石围绕木垛堆放整齐，增加充填体的稳定性和承载能力。

3.2　21001工作面沿空留巷支护技术

1) 超前巷煤帮加固方案。

超前工作面39 m采用U型钢平拱型支架在下顺槽下帮施工巷道，见图2.在超前巷下帮和顶部各支设一道工字钢联锁梁，在超前巷上帮暂时不站U型钢棚棚腿，但采用单体柱配合π型钢梁打双抬棚进行临时支护，同时用带梁锚索加固围岩。待工作面推过超前巷支架位置时，及时扶U型钢棚棚腿，并在上帮安装一道工字钢联锁梁。

图2　超前巷煤帮加固方案示意图

2) 工作面超前煤帮支护方案。

当工作面推进到超前巷位置前，在原U型钢棚顶梁两端固定工字钢梁，在梁上支设木垛，并按设计方案要求打设单体液压支柱作为加强支护，见图3.打设好单体支柱后，拆除原U型钢棚靠回采工作面一侧的棚腿。工作面移架前，在工作面端头支架上铺设金属网，并在每道金属网下穿一道钢丝绳，钢丝绳绳头固定在原U型钢棚顶梁上。

图3　工作面超前支护方案示意图

3) 工作面后方充填体施工方案。

工作面移架后，立即沿采空区侧，在原U型钢棚顶梁两梁端固定的工字钢梁梁端和木垛下打设一排密集木支柱，并用单体支柱加强支护，见图4 a);然后在要求的位置进行支丁，支丁规格为宽2 m×长2 m.支丁后，扶上U型钢棚棚腿，并安装工字钢联锁梁，然后拆除U型钢棚柱腿与木垛间的单体液压支柱，挂上风筒布或编织布，在U型钢棚棚腿和木垛间填实袋装矸石，形成留巷。最后每留10～50 m巷道，喷一次浆，见图4b).

具体支护参数：

1) 顶板：新掘巷道内顶板两根d17.8 mm×6.0(8.0) m锚索，锚索间排距为1 000 mm×1 200 mm，每根锚索使用4支K2 350树脂锚固剂，锚索预应力要求不小于70 kN，锚固力不小于260 kN，锚索外露长度大于150 mm、小于300 mm.带梁锚索施工超前工作面不低于100 m.

2) 帮部：实煤体帮3根锚索，规格为d17.8 mm×6.0(8.0)m锚索，锚索间排距为1 000 mm×1 200 mm，每根锚索使用4支K2 350树脂锚固剂，锚索预应力要求不小于70 kN，锚固力不小于260 kN，锚索外露长度大于150 mm、小于300 mm.带梁锚索施工超前工作面不低于100 m.当U型钢棚支护巷道出现断椽子、烂网、大网兜等现象时，必须重新进行卸压、联网、腰帮接顶。

4　矿压观测结果分析

4.1　测点布置

在留巷内布置5个观测断面，工作面前后50 m各一个测站，工作面前后20 m各一个测站，工作面位置一个测站。测点的安设方法如下：在测点处钻d28 mm，深350 mm垂直围岩表面的钻孔，将d29 mm、长约400 mm的木桩打入孔内，木桩端部安设环形钩和平头测钉作为测量基点。按一定的时间间隔，用测杆、测枪、收敛计或测线绳分别测量各测点间的距离，即可计算出各个点的位移量，以此累加相邻两次测试 数据的差值即可得两点相对总移近量。

4.2　矿压观测结果分析

以测站3的观测结果(图5，6)分析巷道矿压观测结果。由图5，图6可知：在工作面后方40 m范围内巷道围岩变形较为剧烈，在工作面30 m附近达到最大，顶底板最大移近量约为450 mm，顶底板最大移近速率约为25.3 mm/d，煤帮最大移近量约为75 mm，两帮最大移近速率为5.5 mm/d.通过21001工作面回采期间矿压观测，确定工作面周期来压步距为15 m左右。随着工作面的继续推进，基本顶岩块在冒落矸石支撑下逐渐稳定，随着矸石的逐渐压实，稳定后的上覆岩层进一步折断、变形下沉，巷道围岩支承压力影响范围变大，峰值内移，巷道围岩变形速度逐渐降低，在工作面后方70 m反映出来。在工作面后方60 m以外巷道围岩变形速度趋于稳定，围岩变形很小。

通过矿压观测点的观测数据可知，随着巷道围岩移近量逐渐趋于稳定，测点的顶底板移近量为510 mm，煤帮移近量分别为200 mm.通过以上数据及现场实际情况可以看出，巷道围岩变形主要以顶板下沉为主，由于顶板煤体较破碎，受采动影响，顶板破坏严重，煤帮表现明显的蠕变特性。

5　结　论

1) 工作面后方采用木垛+袋装矸石进行留巷，原材料易获取，成本低；减少巷道的无效掘进，可缓解采掘接替紧张的问题，具有显著的技术效益。

图4　移架后支护方案图

图5　测站3巷道表面位移量曲线图

图6　测站3巷道表面位移变化速率曲线图

2) 通过矿压观测结果可知：工作面沿空留巷段巷内支护、巷旁支护方案基本满足围岩控制要求，工作面后方单体支柱对顶板的控制效果显著，为沿空留巷的正常实施提供了保障。由此可见：在松软煤层工作面沿空留巷技术中保证充填体的维护、充填空间的维护、实体煤帮的加固是保证沿空留巷支护效果的关键技术。