中兴矿近距离煤层采空区下沿空留巷技术实践

高金龙

（汾西矿业集团中兴煤业公司，山西 交城 030500）

1 工程背景

中兴矿1204下工作面属于近距离煤层开采，巷旁充填沿空留巷所在巷道1204下材巷位于采空区下方，层间距不足4m，上下煤层间开采的相互影响较大，下部煤层开采前顶板的完整程度已受上部煤层开采损伤影响，其上又为开采垮落的矸石，导致下部煤层开采区域的顶板结构和应力环境发生变化。从而使下部煤层开采与单一煤层开采相比出现了许多不同矿山压力现象。另外，中兴矿为高瓦斯矿井，采掘时瓦斯涌出量较大，而传统的U型通风和瓦斯抽采技术，经常导致工作面瓦斯超限，影响安全生产。由于沿空留巷技术具有降低巷道掘进率、提高煤炭采出率、减小工作面瓦斯含量、实现煤与瓦斯共采的优点。因此，以中兴煤矿1204下工作面材料巷为工程背景，开展研究采空区下薄层顶板沿空留巷围岩控制技术，从而解决中兴煤矿的采掘接替、资源浪费、薄层顶板支护、瓦斯超限等难题，实现矿井的集约化高效生产。

2 数值模拟模型建立

沿空留巷从开始掘进至最终报废，围岩变形顺次经历巷道掘进、沿空留巷和二次采动三个阶段。巷道掘进阶段围岩变形量较小，与普通巷道掘进阶段围岩变形规律相同。在沿空留巷阶段，由于工作面回采的影响，巷道围岩应力再次重新分布，围岩变形急剧增大。而在二次采动阶段，不但受到本工作面回采动压影响，同时受到上部采空区残余支承压力的影响，在二者相互影响下造成巷道围岩大变形。

表1 煤岩体力学参数

为了详细分析沿空留巷巷旁充填墙体对巷道围岩稳定性的影响规律，根据中兴矿1204下工作面生产地质条件，利用FLAC3D进行模拟上煤层回采后，本煤层中掘巷、一次回采巷旁充填、二次回采等过程中应力分布情况。所建立的数值计算模型长185m、宽100m、高56m，煤层厚度按3m取，巷道也按实际尺寸，宽度取4.5m、高取3.0m，将模型底部及四周边界固定，上部施加载荷以模拟原岩应力，所计算的模型如图1所示，煤岩体物理力学参数按表1选。

图1 FLAC3D数值模拟模型图

2.1 采场应力变化

由于2#煤层已经回采完毕，导致其下方2#下煤层卸压，巷道掘进不会出现2#煤层时的较高侧向支承压力，巷道1204下材巷处于应力较小的范围内，如图2所示。而上煤层回采时留下区段煤柱处在2#下煤层1204下工作面处出现较大应力，约为34MPa。但其距1204下材巷水平距离8m，竖向距离约3m，按照支承压力在底板岩层中传播公式计算和工程实践得到，上煤层区段煤柱对1204下材巷没有影响。

在1204下工作面推进，在工作面后方进行留巷过程中，采场的应力分布发生变化，上煤层区段垮落在本工作面采空区内也形成较大应力；充填体也承载上部采空区矸石重力，但其应力较小约为8～10MPa；在工作面侧向支承压力较小，但在工作面后方下个工作面靠近1204下材巷的一侧出现较大的支承压力约为 22～24MPa。

图2 1204下工作面回采时采场应力分布

1206下工作面回采时，整个采场应力分布情况如图3所示，在1204下工作面采空区中，主要是上煤层留下的煤柱垮落后形成的高应力区，1204下材巷巷旁充填承载大概10MPa压力。

图3 1206下工作面回采时采场应力分布

3 围岩控制方法及矿压观测

3.1 充填体成型技术

为使高水速凝材料浆液体在充填时成型，可采用模板或钢筋网加充填袋作为成型设备。相对于采用模板时的拆卸复杂和采高变化适应差的缺点，开发了易于施工的钢筋网加充填袋成型技术具有较大的适应性，如图4所示，并且钢筋网还可以进一步加固充填体，约束其侧向变形，对拉钢筋采用直径20mm的螺纹钢、间排距800×1000mm。

图4 充填体成型及加固示意图

3.2 巷内基本支护

图5 1204下材巷支护方式

1204下材巷与上方采空区距离仅有4m，属于极近距离煤层下行开采，受上覆采空区破断岩体及本工作面回采动压影响，易发生冒顶等强矿压事故，需要用U型钢梯形棚并背板将顶板固定，并采用锚杆和短预应力锚索支护，将顶板在预应力作用下形成固定板结构，其巷内支护示意图如图5所示。

3.3 巷内加强支护

3.3.1 超前加强支护

为实现高水充填沿空留巷工作的安全快速施工，缓解巷道在超前回采动压影响下严重变形变形问题，超前工作面对巷道进行加强支护，采取如下措施：

1）1204下工作面两端头均采用3.6m的π型梁配合单体液压支柱构成“一梁三柱”对梁迈步式进行支护。

2）1204下材巷超前支护范围不得少于30m，材料巷超前支护采用ZT2×3200/15/30型超前支护支架，巷道两侧各安装2组，共4组，长度为25m，剩余5m采用3.6m的π型梁与单体液压支柱构成“一梁三柱”进行加强支护。

3.3.2 充填点的临时支护

1）在工作面机尾顶板铺设铁丝网和采用W钢带、φ20×2200mm的螺纹钢锚杆配合铁饼压网维护。

2）机尾锚杆施工完成后，拉移排头支架，在排头支架尾部距落采空区侧2700mm使用1m的π型梁+单体液压支柱构成“一梁二柱”进行临时支护。

3）在支架尾部使用单体液压支柱配合π型梁构成“一梁三柱”支护。

3.3.3 工作面后方加强支护

为保证巷旁充填体成形良好，对工作面后方150m范围同样采用单体支柱配合铰接顶梁加强支护，每排布置4根单体液压支柱，间排距为800×1000mm。

3.3.4 矿压观测

为了观测在1204下工作面运巷高水充填材料沿空留巷期间围岩活动规律，考察巷道围岩变形和充填体的变形，研究支护参数的合理性，通过建立矿压观测站进行矿压观测。

由矿压观测结果可知，离工作面越近，巷道围岩变形速度及变形量越大，随着工作面不断向前推进，围岩变形速度及变形量又逐渐减小。工作面后方形成的留巷围岩变形总体可分为3阶段，即加速变形期、缓慢变形期及围岩变形稳定期。工作面后方30m～80m范围内巷道围岩变形较为剧烈，在工作面后方50m附近达到最大，顶底板最大移近速度为6.25mm/d，两帮最大移近速度为4.75mm/d，在工作面后方150m以外巷道围岩变形速度趋于稳定，围岩平均变形速度在1mm/d以下。

4 经济效益分析

1）回收煤炭资源效益。

工作面若不采用沿空留巷，则邻近工作面开采至少需留设25m煤柱护巷，每米煤柱的煤炭损失量为：25m×2.5m×1.25t/m3=78.125（t/m）。

煤炭的售价按1200元/吨计算，则每米留巷可回收煤的经济效益为：78.125×1200元/吨=93750（元/m）。

设计巷道1204工作面推进长度为950m，则回收煤炭资源量为：78.125 t/m×950m×2=74218.75（吨）。

设计巷道1204工作面回收煤炭资源经济效益为：74218.75t×1200 元 /t=89062500（元）。

2）沿空留巷支护成本计算。

结合中兴煤矿现场施工，核算留巷成本为6755元/m，包括人工费、材料费（高水材料、钢筋网、充填袋、梯子梁、对拉钢筋等）、设备租赁、维修等费用。

3）新掘巷道完全成本。中兴煤矿新掘巷道成本综合成本9000元/m；包括人工费、材料费、设备租赁、维修费等。

4）沿空留巷产生的经济效益计算。

沿空留巷经济效益=回收的煤炭资源效益+新掘巷道完全成本-沿空留巷支护成本。

式中：沿空留巷的成本为6755元/m；新掘巷道的成本为9000元/m。

每米沿空留巷可创造经济效益为：93750元/m+9000元/m-6755元/m=95995元/m。

采用沿空留巷之后创造的直接经济效益为：95995 元 /m×950m=9119.525(万元)。

由此可见，沿空留巷在经济上是合理的。

5 结 论

通过开展研究采空区下薄层顶板沿空留巷围岩控制技术，不但解决中兴煤矿的采掘接替、资源浪费、薄层顶板支护、瓦斯超限等难题，实现矿井的集约化高效生产，同时丰富了沿空留巷围岩控制技术实践，为类似情况下的沿空留巷提供了一定的参考借鉴意义。