象山矿无煤柱沿空留巷成套技术研究

王苏健，王翔宇，刘效贤，钱万学，蔚保宁

(1.陕西煤业化工技术研究院有限责任公司，陕西 西安 710065；2.煤炭绿色安全高效开采国家地方联合工程研究中心，陕西 西安 710065；3.陕西煤业化工集团有限责任公司 韩城矿业公司，陕西 韩城 715400；4.陕西陕煤韩城矿业有限公司 象山矿井，陕西 韩城 715400)

为减少留设煤柱造成的资源浪费、冲击地压、瓦斯突出等井下开采的安全隐患，韩城矿区象山矿近年来在无煤柱沿空留巷技术上展开了多种尝试，历经柔模充填、钢模充填、模箱充填等多种巷旁充填方式进行沿空留巷，近几年也进行了切顶卸压沿空留巷技术探索与研究，没有达到预期效果。

试验区煤炭地质条件较差，属于三软煤层，存在巷道底鼓严重、支护难度大、支护成本高、工人劳动强度大、单体损坏率高等问题，无煤柱沿空留巷工艺造成留巷巷道主帮(采空区侧)漏风，井下单体液压支柱及其他中小型设备主要依靠人工搬运，现有围岩控制技术与装备体系已经成为制约其进一步发展的瓶颈。需要开发一种新的无煤柱开采方式提升经济效益，保障井下开采的高效性、安全性[1-3]。

1 地质条件

象山矿21311综采工作面属3#煤层，工作面采用综采一次采全高走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。巷道沿煤层走向布置，主进风巷与21310辅助进风巷共用一条进风巷。工作面走向长度(平均)1309.2m，倾向宽度205m。

辅助进风巷长度1205m，矩形断面，净宽：4.4m，净高：2.55m，净断面：11.22m2。顶板采用锚网索联合支护；煤帮采用∅22mm×2500mm或∅22mm×3500mm全长自巩锚杆支护；顶部和副帮铺设冷拔丝网，正帮铺设菱形网。21311辅助进风巷巷道原支护方案如图2所示。

图1 21311综采工作面地层综合柱状图

图2 21311辅助进风巷巷道原支护方案(mm)

2 沿空留巷主控因素研究

无煤柱切顶沿空留巷是沿采空区顶板布置一排爆破孔，通过定向爆破的方式将顶板切断，加速采空区上覆岩层的垮落，释放顶板压力。顶板稳定性主要有两个主控因素，一是切顶高度范围外的基本顶岩层所组成的顶板“大结构”结构形态；二是切顶高度范围内具有承载作用的“短悬臂梁”小结构稳定性。控制巷道围岩稳定，需要构建高强度、高支承力的“短悬臂梁”小结构，对巷内支护体强度提出较高要求。象山矿无煤柱沿空留巷结构模型如图3所示。

图3 象山矿无煤柱沿空留巷结构模型

2.1 沿空留巷专用单体

象山矿现使用单体易生锈、支柱内腔乳化液易发生油水分离，支柱密封件、弹簧长期处于高承压状态，使密封、弹簧老化失效；支柱底座易脱落、损坏。支柱现场使用损耗量大，投入成本高，应用效果差[4-6]。为解决象山矿井下单体液压支柱存在的问题，取消单体内置复位弹簧，底座与油缸直接焊接，针对伸缩活柱加装防尘保护套。

沿空留巷专用单体具有维护周期长，防腐性能好、支承阻力大等特点，该单体液压支柱维护周期为18个月，支承阻力约350～400kN，完全满足象山矿沿空留巷的支护和采掘接续要求。

2.2 留巷方案及补强支护设计

在21311辅助进风巷超前20m主帮(靠近煤体)侧距工作面500mm，间隔500mm，与顶板垂线夹角75°，施工6m深预裂爆破孔，具体布置方案如图6所示。装药结构选用“3+0+2+0+1”炸药采用三号煤矿许用乳化炸药，直径∅32mm×200mm/卷，封孔长度1～1.5m，采用黄泥封实[7]。

针对工作面超前巷道，在锚网索支护的基础上[8-10]，用“短π型梁+沿空留巷专用单体+高强大柱鞋”进行超前支护，工作面滞后留巷巷道采用“π型梁+沿空留巷专用单体”一梁三柱的支护方式，留巷巷道主帮(采空区侧)采用“铁丝网+硅锰钢管”的挡矸方式进行挡矸支护，留巷巷道顶板岩层稳定后，采用“隔一拆一”的方式进行沿空留巷专用单体的回收。顶板布置5根∅20mm×2400mm锚杆，3根∅21.8mm×8000mm锚索，副帮在2.6m钢带上布置2根∅22mm×3500mm全场自攻固锚杆，两根∅20mm×2400mm螺纹钢锚杆，具体施工方案如图4所示。

图4 沿空留巷支护参数(mm)

2.3 沿空巷道快速运输装置

象山矿21311沿空留巷工作面后巷受一次采动和二次采动影响较严重，巷道底鼓量最大可达1.2～1.5m，为了避免底鼓对井下运输轨道的影响、降低工人劳动强度，使用“气动单轨吊+货箱”的运输方式。

气动单轨吊车是在悬空轨道上，以气动马达经减速机构减速后带动行走轮沿轨道摩擦行走的设备。该单轨吊车由轨道、主牵引装置、安全制动装置、承载车、控制系统等部分组成。每节轨道由I140E工字钢及链条、卸扣组成。主牵引装置由气马达、减速箱等部分组成。减速箱的输出端与驱动轮连接，行走轮与轨道腹板贴合，靠摩擦传动。该设备主要用于沿空留巷巷道单体及中小设备的运输。

3 采空区封闭

针对象山矿21311综采工作面无煤柱沿空留巷工艺，在沿空巷道主帮肩角处，出现瓦斯浓度超限现象，因此，提出沿空留巷采空区后巷采用薄喷层封闭技术，提高采空区封闭性，防止漏风现象的发生，进一步提高沿空留巷安全保障技术[11]。

21311综采工作面沿空留巷表面封堵防护技术，先采用打底材料进行表面喷涂找平封闭，然后采用高韧性薄喷材料进行表面封闭防护，新型薄喷防护材料为无机柔性喷涂材料，由A、B两组份组成，使用比例为重量比2∶1。其中A组分为特种水性树脂胶乳，用塑料桶包装，每桶重量为25kg；B组分为各种矿物粉体材料，采用防潮密封袋包装，每袋25kg。打底材料材料为各种矿物粉体复合材料，采用防潮密封袋包装，每袋25kg，与水直接混合，水灰比为0.23左右，主要有以下特性：无机复合材料，无任何挥发性有害物质(符合环保要求)；拉伸强度高，变形大，粘结性强，硬化快，密封性优；反应温度低，小于30℃；绝对阻燃抗静电(煤安标准MT 113—1995)。

21311综采工作面沿空留巷尾巷，首先采用打底材料进行打底封闭，其后，采用高韧性薄喷材料进行表面封堵防护。由于尾巷个别局部有塌落小型空洞出现，打底厚度根据现场条件施工，10～20mm即可，其后采用高韧性薄喷材料表面防护5mm左右即可。

打底材料使用量按照20kg/m2，则每米巷道需要60kg；薄喷材料按照8kg/m2使用量，则每米巷道需要24kg。

4 矿压监测方案及矿压规律分析

为研究切顶沿空留巷采动对严控航道的影响，针对象山矿21311辅助进风巷切顶沿空留巷进行了现场矿压监测分析，具体测站布置方案如下[12-15]。

超前工作面30m布置第一个测站，共设置12个测站，测站布置如图5所示。观测内容包括巷道围岩表面位移及深部位移、沿空留巷专用单体液压支柱受力。

经过现场实测，21311辅助进风巷受切顶留巷及采动影响可总结为四个部分分析巷道变形及来压规律，既超前影响段、采动影响段、稳定阶段及回柱阶段。

由于切顶沿空留巷工艺影响，距采空区500mm切顶，采空区巷道帮部与超前巷道帮部移近量差距较大，所以分超前和滞后两部分对帮部移近量进行分析。

4.1 超前影响段监测结果

以距工作面最远的11#、12#测站为例，两测站数据能反应超前240m范围内巷道表面移近量及矿压显现规律，测站超前阶段顶底板、帮部移近量如图6、图7所示。从图6、图7可知超前150m范围内，可分为两个部分，距工作面150～30m范围内，工作面开采几乎对巷道无影响，顶板和帮部分仅有微量移近现象，顶底板平均移近量在2～50mm，12个测站数据中，最大移近量为65mm，最小移近量不足20mm。帮部几乎无变形，平均移近量约10～25mm。距工作面30m范围内，巷道围岩受采动影响，围岩变形率急剧增加，工作面开采超前应力集中影响显现，顶底板下沉量和帮部移近量增加，平均顶底板移近量10～150mm，巷道帮部移近50～70mm。

图6 11#、12#测站超前阶段顶底板移近量

图7 11#、12#测站超前阶段帮部移近量

综上，工作面超前段150m范围内，巷道表面位移变化较小，工作面超前30m范围为采动影响区域，需加强支护。

4.2 采动影响区监测结果

为更准确分析工作面采动影响范围，综合12个测站数据，对3#—5#测站进行了工作面滞后100m范围内巷道表面变形量的数据分析，如图8所示。由图8可以看出，工作面超前影程度远小于工作面滞后。工作面滞后5～30m范围内是采动影响最为剧烈区域，顶底板移近量为100～150mm，工作面滞后30m后，采空区顶底板进入较为稳定区域。

图8 3#、4#、5#测站顶底板移近量

综上可知，采动影响在工作面前后60m范围内，滞后工作面30m以后巷道顶底板进入较为稳定区域。

4.3 采空稳定区监测结果

对进入采空区的测站进行了单体活注移近量的监测，更能精确反映顶底板移近量。针对2#、3#测站进行进入采空区后巷道顶底板表面移近量的分析，如图9所示。由图9可以看出，单体活柱在进入采空区80m范围内再次收缩，下降50～70mm，随后收缩速率减小并趋于平缓，巷道完全进入稳定区域，周移近量不足2mm。

图9 2#、3#测站顶底板移近量

综上，工作面滞后80～120m为巷道表面围岩缓慢收缩区域，120m以后完全进入采空区稳定区域，单体或注周收缩量2mm范围内则可视为巷道趋于稳定。

4.4 单体回柱阶段监测结果

工作面滞后200m的单体支柱采用“隔一拆一”的方式进行回收，单体回收后，测站附近顶底板有微小移近量，选取1#、2#测站回柱时活柱移近量曲线进行分析。如图10所示，单体支柱回收后10～15m范围内，顶底板移近量有微小变形，变形量不足5mm，随后巷道进入稳定区域，月活柱收缩量量不足1mm。由此看出，活柱回柱时，留巷巷道始终处于稳定状态。

图10 1#、2#测站回柱影响区

4.5 工作面滞后巷道宽度分析

由于使用切顶沿空留巷的留巷工艺，切顶后巷道宽度普遍移近500mm左右，所以在此只分析工作面滞后的巷道宽度变化，具体如图11所示。

图11 1#、2#测站附近巷道帮部移近量

由图11可知，分析1#、2#测站切顶后巷帮移近量，切顶后巷道帮部移近量较小，在滞后0～50m范围内为采动影响区，巷帮移近量增加速率较快，移近量在150mm左右，随后120m范围进入稳定区，移近量约为50mm，巷帮总移近量为200mm。

4.6 单体支柱受载变化规律

本项目单体压力监测通过对超前30m至滞后工作面100m范围的留巷进行，单体压力表从工作面超前30m开始，每间隔10m布置，共布置15个，以下选取1#、2#测站分析工作面超前及滞后压力分布规律，如图12所示。

图12 1#、2 #测站单体压力

由图12可知，工作面超前30～25m时，超前单体压力较为稳定，压力值为15MPa左右，超前25m至滞后5m时，单体支柱压力急剧上升，峰值达到40MPa，滞后5m至滞后20m范围内，工作面采动对单体压力影响迅速减小，采空区顶板垮落逐步压实，滞后20m之后，单体压力进入稳定区域。

综上，采动对单体影响范围为工作面超前及滞后前后50m范围内，靠近工作面时单体压力骤增、骤降，顶板活动剧烈，该阶段内加强支护，保证顶板稳定性。

5 沿空留巷围岩控制效果分析

21310主进风巷亦使用切顶沿空留巷工艺进行留巷，其后巷支护未使用沿空留巷专用单体。与21310主进风巷切顶沿空留巷效果相比较，21311辅助运输巷顶底板、帮部得到较好的控制，工作面前后200m范围内，顶底板总移近量为280mm，帮部总移近量为200mm，较21310主进风巷顶底板移近量减少90mm，帮部减少150mm。

图13 新老沿空留巷质量对比

21311辅助进风巷后巷支护使用新型单体，支护效果较21310主进风巷有明显提高，单体应力明显减小，巷道断面较为完整。新老沿空留巷切顶时应力峰值无较大差异，后巷稳定后，21311辅助进风巷留巷中部单体平均应力较之前有明显减小，新老沿空留单体受力情况如图14所示。

图14 新老沿空留单体受力情况

6 结 论

1)针对三软煤层工作面沿空留巷巷道底板底鼓严重，提出了“π型梁+沿空留巷专用单体+高强柱鞋”的支护方式，有效控制三软煤层底鼓；

2)在21311辅助进风巷使用“气动单轨吊+运输货箱”的方式主要对单体及井下中小型设备进行快速运输，大大降低井下劳动强度，提高工作效率；

3)开发了“打底找平+柔性表面喷涂”为一体的沿空留巷专用封闭技术与工艺材料，有效解决了三软煤层沿空留巷采空区封闭问题。

4)受切顶工艺影响，巷道围岩变行可分为四个阶段：超前工作面30m及滞后30m范围为采动影响剧烈区，30～80m区域为初次稳定区域，80～120m受到来压影响为微变形区，滞后120m后为稳定区。

5)通过对工作面超前、滞后单体支柱压力的研究发现，象山矿21311工作面前后20m范围为单体受压剧烈区域，单体压力峰值约40MPa，其余时段单体压力都保持在10～8MPa之间，较为稳定。