胡文博 賈 川

（國家能源集團(tuán)寧夏煤業(yè)有限公司羊場灣煤礦，寧夏 靈武 751410）

羊場灣煤礦130205 綜放工作面回風(fēng)順槽采用小煤柱沿空掘巷工藝，與130203 運輸順槽留設(shè)6 m凈煤柱。回采期間，回風(fēng)順槽超前段小煤柱側(cè)幫部采用插管注漿方法注水玻璃和水泥混合漿體對煤柱進(jìn)行加固，同時按照2×2 m 間排距打設(shè)兩排規(guī)格為Φ17.8×4300 mm 的注漿錨索，實體側(cè)煤幫按照2×2 m 間排距打設(shè)兩排規(guī)格為Φ17.8×7300 mm 的注漿錨索，自切眼向外120 m 范圍架設(shè)“一梁四柱”傾向鋼棚，棚距0.5 m。采用上述加強(qiáng)支護(hù)方案后，仍不能有效控制巷道兩幫變形、頂板下沉及底鼓，特別是工作面煤壁向外20 m 范圍內(nèi)巷道變形后斷面不足原設(shè)計的1/4。為保證工作面正常生產(chǎn)，每天早班需安排8～10 人在該區(qū)域狹小空間內(nèi)進(jìn)行起底作業(yè)，給安全生產(chǎn)帶來極大的隱患。通過現(xiàn)場礦壓觀測分析，巷道變形嚴(yán)重的主要原因是現(xiàn)有支護(hù)強(qiáng)度達(dá)不到頂板支護(hù)的要求。因此，選擇一種便于施工且能提供高支撐力、便于回收或免于回收的支護(hù)方案，是確保該工作面安全回采的重點。

1 工作面概況

130205 工作面位于羊場灣煤礦井田東部,工作面距地面583.8～744.2 m 之間，平均垂深664 m。開采二層煤，煤厚8.6～9.4 m，平均9 m。工作面走向長1910 m，可采長度1580 m，傾斜長350 m，可采儲量582.56 萬t，采用走向長壁后退式采煤法，大采高綜采放頂煤工藝，采高4 m，放煤厚度5 m。

原設(shè)計130205 回風(fēng)順槽與130203 運輸順槽留設(shè)35 m 凈煤柱，在掘進(jìn)過程中450～980 m 段巷道頂板下沉嚴(yán)重，采用全錨索和密集鋼棚支護(hù)仍不能有效控制頂板下沉，因此放棄大煤柱高應(yīng)力區(qū)掘進(jìn)，在低應(yīng)力區(qū)留設(shè)6 m 小煤柱重新布置巷道。

130205 回風(fēng)順槽（小煤柱）沿二煤頂板掘進(jìn)，異形斷面，采用錨網(wǎng)索噴支護(hù)方式。錨索矩形布置，錨索、錨桿直接布置在圓鋼梯子梁鋼帶上，錨索間排距1800×2000 mm，規(guī)格Φ22×10 300 mm，錨深10 000 mm。頂板使用Φ22×2500 mmBHRB500 號成套螺紋鋼錨桿，錨桿間排距900×1000 mm，矩形布置，幫錨桿為Φ20×2300 mmBHRB500 號成套螺紋鋼端頭錨桿，錨桿間排距為900×1000 mm，矩形布置。巷道表面噴射C20 混凝土，厚度70 mm，底板澆筑C25 混凝土，厚度200 mm。

2 沿空掘進(jìn)巷道回采期間礦壓顯現(xiàn)情況

小煤柱沿空掘巷期間，巷道兩幫及頂板圍巖變形量不大?；夭善陂g，提前在小煤柱幫部補(bǔ)打錨索并注漿，使用單體支柱和π 型鋼梁架設(shè)一梁四柱傾向鋼棚對頂板進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，超前支護(hù)距離120 m。變更前超前支護(hù)方案如圖1 所示。

圖1 變更前回風(fēng)順槽加強(qiáng)支護(hù)支平斷面圖

但該加強(qiáng)支護(hù)方案效果不佳，回采期間自工作面煤壁向外40 m 范圍兩幫及頂?shù)装宄霈F(xiàn)了大變形且斷面收縮快，巷道斷面不足原設(shè)計的1/3，斷梁折柱現(xiàn)象時有發(fā)生。通過布置“十字布樁”觀測點對頂、底及兩幫變形情況進(jìn)行觀測，兩幫移近量最大達(dá)到2.5 m，頂?shù)装遄畲笠七M(jìn)量達(dá)到1.5 m。因幫鼓造成大量的單體支柱在受側(cè)壓后彎曲變形或折斷，且柱頭柱根被鼓出的煤體夾死在頂?shù)字g，回收困難。因頂板下沉和底鼓造成巷道高度不夠，需重新進(jìn)行二次起底，不僅大大增加了上端頭作業(yè)人員的勞動強(qiáng)度，還給安全生產(chǎn)帶來了極大的困難。

3 支護(hù)方案優(yōu)化

3.1 方案選擇

通過對現(xiàn)場礦壓規(guī)律分析，兩幫的變化主要表現(xiàn)在：自肩窩向下約0.4～2 m 范圍內(nèi)出現(xiàn)不同程度的“凸”形幫鼓，肩窩處的頂幫無明顯變化。其中，小煤柱側(cè)幫鼓較為明顯，最大幫鼓量達(dá)到1.5 m，實體煤柱側(cè)幫最大幫鼓量約1 m。兩幫幫鼓在距離工作面煤壁20 m 之外形成，進(jìn)入距離工作面煤壁20 m 之內(nèi)兩幫不再發(fā)生大幅度變形。底鼓和頂板下沉現(xiàn)象在距工作面80 m 處即開始出現(xiàn)，最大變化量的峰值出現(xiàn)在距工作面35～45 m 處，頂板下沉現(xiàn)象主要表現(xiàn)為實體煤柱側(cè)頂板整體切頂下沉。

由礦壓理論可知，留小煤柱沿空掘巷后，壓力主要集中在實體煤幫側(cè)，壓力顯現(xiàn)主要集中在小煤柱側(cè)，巷道兩幫承載的是頂板給定的變形壓力?；夭善陂g，由于頂板下沉回轉(zhuǎn)，實體煤成為頂板支點壓縮小煤柱內(nèi)移，實體煤巷幫屈服外鼓過程中，支點往深部轉(zhuǎn)移，導(dǎo)致小煤柱壓縮變形進(jìn)一步增大。因此，防止巷道兩幫內(nèi)移，關(guān)鍵在于加強(qiáng)巷道兩幫側(cè)頂板支撐力。

從現(xiàn)場架設(shè)的“一梁四柱”與“一梁三索”傾向錨索托梁的支護(hù)效果來看，工作面來壓期間，支柱易出現(xiàn)鉆底現(xiàn)象。由于單體支柱抗側(cè)彎性較差，幫鼓后造成大量單體支柱彎曲折斷，支柱失效，不能有效抑制頂板的整體下沉。因此，在支護(hù)方案的選擇上，應(yīng)選擇支護(hù)面積大，承載能力高，具有一定抗側(cè)彎能力的支柱進(jìn)行支護(hù)。通過對比目前國內(nèi)各煤礦采用的輔助支護(hù)技術(shù)，久威泵送支柱支護(hù)面積大、整體性強(qiáng)（一次成型）、允許大變形（變形率≥10%）的同時仍然提供高強(qiáng)度的支撐力。另外，由于灰漿泵的出口壓力至少1.2 MPa 和充填袋頂部是柔性的特點，保證了支柱接頂效果并有一定的初撐力。同時，支柱具有可切割性，減少了超前回柱工作量。綜合以上因素，決定在工作面試用可切割泵送支護(hù)輔助支護(hù)技術(shù)。

3.2 支柱參數(shù)確定

因回風(fēng)順槽上幫（小煤柱側(cè)）安設(shè)有設(shè)備列車，且現(xiàn)場礦壓觀測表明，頂板下沉主要表現(xiàn)為實體煤側(cè)整體切頂下沉，因此泵送支柱在實體煤幫側(cè)進(jìn)行施工。通過試驗，泵送支柱高寬比接近4:1 時，支柱承載效果發(fā)揮越好，130205 回風(fēng)順槽未受采動影響段實際中高3.0～3.4 mm，支柱直徑取800 mm，材料強(qiáng)度按20 MPa 設(shè)計。

3.3 支柱間距確定

支柱承載的是頂板給定變形壓力，最壞的情況就是錨索錨固范圍內(nèi)巖層全部離層，離層巖石重量作用在支柱上。通過計算單位長度巖石重量約為89.25 t，單個泵送支柱的承載能力為221.77 t，因此，支柱間距=221.77/89.25=2.48 m。現(xiàn)場施工時，按2.5 m 間距施工。改進(jìn)后巷道支護(hù)平斷面圖，如圖2 所示。

圖2 改進(jìn)后回風(fēng)順槽超前支護(hù)方案平斷面圖

4 圍巖控制效果

前期在回風(fēng)順槽試驗100 m，泵送支柱施工后，每3 d 觀測一次泵送支柱處巷道變化情況，并收集數(shù)據(jù)，等間隔選取一個來壓步距25 m 范圍內(nèi)繪制圍巖變化曲線，如圖3 所示。

圖3 泵送支柱支護(hù)處圍巖變化曲線

從圖3 可以看出，泵送支柱支護(hù)施工后，超前范圍內(nèi)回風(fēng)順槽有效寬度保持在3.2 m 以上，有效高度保持在2.2 m 以上，回風(fēng)順槽頂?shù)装逡平靠刂圃?00 mm 以內(nèi)，較改進(jìn)前提高53.3%，兩幫最大移近量控制在1.5 m，較改進(jìn)前提高40%。

5 應(yīng)用效果

130205 綜放工作面自切眼向外960 m 處開始實施泵送支護(hù)技術(shù)以來，已累計施工泵送支柱126個，采用可切割泵送支柱輔助支護(hù)技術(shù)段已累計回采350 m。

采用該方案以后，風(fēng)巷頂?shù)装逡平靠刂圃?.7 m，兩幫最大移近量控制在1.5 m 左右，巷道斷面控制在8 m2以上。應(yīng)用前后巷道變形量對照圖如圖4 所示（分別為應(yīng)用前斷梁折柱情況、超前段底鼓后二次起底情況、巷道變形得到有效控制情況），有效控制了小煤柱風(fēng)巷變形。因巷道變形得到控制，超前段斷梁折柱情況幾乎不再發(fā)生，同時也避免了超前段有限空間內(nèi)大量人員起底作業(yè)的情況，安全生產(chǎn)條件得到有效改善。

圖4 泵送支柱應(yīng)用前后巷道變形對比圖