中厚煤层沿空留巷围岩控制技术研究

冯旭明

(汾西矿业贺西煤矿,山西 柳林 033300)

引 言

高瓦斯矿井常采用“U+L”或“Y”型沿空留巷巷道布置方式来解决工作面上隅角瓦斯积聚问题[1]。“U+L”尾巷支护较为简单，但掘进准备时间较长，易造成采掘接替紧张；同时尾巷因服务两个工作面，服务时间常在两年以上，巷道维护成本较高。贺西煤矿作为高瓦斯、煤炭储量紧缺矿井，采用“Y”型沿空留巷巷道布置解决了工作面瓦斯积聚的问题，避免了采掘接替紧张，提高了煤炭采出率，但也存在沿空巷道支护难的问题。为此，本文开展沿空巷道围岩控制技术研究。

1 工程概况

贺西煤矿3302(2)工作面所采煤层为山西组3#煤，地面标高为+977.4 m～+1 121.5 m，煤层底板标高为+692 m～+782 m，平均厚度1.73 m，煤层平均倾角3°，呈背向斜相间构造，煤层结构简单，稳定可采；绝对瓦斯涌出量12.2 m3/min，煤尘具有爆炸危险性。3302(2)工作面倾向长180 m，走向长1 450 m，采用综合机械化倾斜长臂一次采全高采煤法采煤。3#煤顶底板围岩特性如下表1所示。

表1 3#煤层顶底板围岩特性表

2 沿空留巷巷道围岩变形及控制机理

2.1 沿空留巷围岩变形机理

对于沿空留巷来说，关键层理论认为：关键层(主要指老顶)破断后会形成“砌体梁”结构，其中关键块B的一个支撑点在实体煤帮侧，另一个在采空区松散破碎岩块上。沿空留巷围岩结构模型[2-4]，如图1所示。

图1 沿空留巷围岩结构模型

沿空巷道实体煤处因支撑关键块B及其覆岩而受到应力集中作用，造成煤体的强烈变形。若关键块B回转变形加剧，则沿空巷道顶板会急剧下沉，造成沿空巷道的失稳、破坏。因此，控制关键块B的稳定是沿空留巷支护的关键。

2.2 巷道围岩控制机理

1) 合理的巷旁支护。合理的巷旁支护能适应关键块B的回转下沉，有助于维护关键块B的稳定。较高支护阻力与一定可缩量的巷旁支护体与实体煤共同承载，可以确保巷道围岩的稳定。

2) 合理的巷内支护。沿空巷道的顶板及实体煤帮因受覆岩的集中应力作用而破坏，稳定性较差，承载能力变弱。合理的巷内支护设计能强化巷道围岩的支护强度，控制巷道围岩的变形。

3 巷道围岩支护设计

3.1 一次成巷支护设计

3302(2)工作面回风平巷断面尺寸为4 700 mm×2 700 mm,一次掘进成巷时支护方式如图2所示。两帮分别布置3根间排距800 mm×900 mm的Φ20×1 800 mm的螺纹钢锚杆，同时右帮补打2根长7 m间排距900 mm×1 800 mm的Φ17.8 mm的钢绞线锚索；顶板布置5根间排距800 mm×900 mm的Φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆，其中两肩锚杆与水平方向呈80°布置；顶板布置4根长7 m间排距900 mm×1 800 mm的Φ17.8 mm的钢绞线锚索。

图2 一次成巷支护设计断面图

3.2 充填墙体支护设计

沿空留巷充填墙体[5]断面尺寸为1 700 mm×2 700 mm，所用混凝土充填材料配比详见表2，充填墙体强度测定数据见表3。

表2 混凝土充填材料配比表

表3 充填体材料强度测定

在柔模内预留拉筋，拉筋采用长1 800 mm、Φ22 mm的钢筋，并配合使用200×200×10 mm的铁板及螺帽紧固，确保柔模的填充宽度为1 700 mm。与此同时，在柔模注浆前要在柔模两侧支设间排距为1 800 mm×600 mm的带帽点柱进行补强支护。

3.3 二次加强支护设计

在工作面机头三角区从工作面煤帮向工作面铺设3.1×1.1 m的钢塑网，采用4根间排距900 mm×1 200 mm的Φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆配合Φ14-60-2700-4的钢筋圈梁压网维护；在充填墙体外侧900 mm处，使用2 500×Φ(180-220)mm的圆木配合500×200×80 mm的柱帽打戴帽点柱支护，间距为1 200 mm。同时，为保证沿空留巷的支护质量，巷内使用DW-25或DW-28型单体液压支柱配合1.2×0.2×0.14 m的方木一梁两柱进行维护，2 000×200×180 mm的木大梁作底梁，底梁间距1 200 mm。巷内二次加强支护设计如见图3所示[6-7]。

图3 沿空留巷支护设计断面图

4 结语

本文以贺西煤矿3302(2)综采工作面回风平巷为研究对象，根据该煤矿工程地质条件，分析了沿空留巷围岩变形及控制机理，提出了沿空巷道一次成巷支护方案、巷旁支护方案及二次补强支护方案。工程实践表明，通过此套巷道围岩支护方案的实施， 3302(2)工作面回风平巷在经受两次采动影响下，巷道的围岩变形仍控制在较小范围内，巷道围岩变形得到了有效控制，同时工作面上隅角瓦斯积聚问题也得到了有效解决，确保了煤矿的安全、高效生产。