放顶煤回采初始阶段沿空留巷矿压分析

2021-05-19王盖克

江西煤炭科技 2021年2期

王盖克

（山西兰花集团东峰煤矿有限公司，山西晋城 048000）

1 沿空留巷工程概况

东峰煤矿位于山西省高平市原村乡境内，井田面积15.500 9 km2，核定生产能力为1.20 Mt/a，现开采3#煤层，煤层平均厚度6 m，采用综合放顶煤采煤法。为有效解决工作面回风隅角瓦斯集聚、提高资源回收率等问题，有效降低生产成本，东峰煤矿于2014年7月与西安科技大学进行了沿空留巷技术合作，在井下3G02工作面轨道顺槽试验性开采[1-6]。东峰煤矿沿空留巷采用柔模混凝土连续墙技术，柔模混凝土墙体厚1.2 m，混凝土墙高度3.1～3.2 m，留巷宽度4 m。巷内采用‘锚网索梁联合支护方式，顶板锚索采用三二三二布置，锚索型号为Φ17.8 mm×8 400 mm，顶板每排采用6根高强锚杆支护，锚杆型号为Φ20 mm×2 200 mm，间距950 mm，排距950 mm，煤帮采用高强锚杆进行支护，每排4根，锚杆型号为Φ20 mm×2 200 mm，间距750 mm，排距950 mm。采空区围护采用ZRL9220/22/34D沿空留巷挡矸支架配合双层金属网维护，支架由2排窄体支架组成，外形尺寸6.5 m×1.6 m×2.2 m，支架工作阻力9 220 kN，初撑力7 760 kN，支护强度1.2 MPa。超前工作面40 m范围内沿顺槽走向采用一梁五柱进行临时加强支护，排距1 000 mm；滞后工作面100 m范围内沿顺槽走向采用一梁三柱临时加强支护，排距1 000 mm，单体支柱的型号为DW31.5，超前π型钢梁的长度为4 800 mm，滞后π型钢梁的长度为3 600 mm。2017年4月，3G02工作面回采结束，3G02轨道顺槽共留巷615 m，其将作为相邻3G01工作面的回风顺槽进行二次回采，见图1。2019年5月1日3G01工作面正式回采，截至2019年7月1日16点班，3G01工作面推进至661 m，留巷段推进100 m，总推进186 m。

图1 3G01顶底板及开采条件

3G01工作面开采3号煤层，平均厚度5.96 m，煤层倾角1°～7°，工作面开切眼长度216 m，可推进长度756 m，煤层顶底板情况见表1。工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤方法，全部跨落法管理顶板，电牵引双滚筒采煤机割煤；工作面采高2.6 m，循环进度0.6 m，放煤高度3.36 m。工作面采用三八作业制度，两采一准备作业方式，检修班浇筑柔模混凝土墙体。

表1 煤层顶底板情况

2 矿压分析

2.1 初次来压与周期来压分析

因3G01工作面煤质较硬，2019年3月对3G01工作面实施顶板预裂爆破措施。回采过程中根据顶板在线监测系统显示，做出液压支架压力曲线，见图2。初采过程中，5月9日工作面液压支架压力增大，现场出现片帮、爆顶等现象，且工作面所有液压支架顶煤基本全部垮落，推测为直接顶垮落（垮落步距28 m）。随后推进过程中，液压支架压力逐步增大，至5月16日液压支架压力达到短期峰值，随后推进过程中压力基本趋于稳定，推测为老顶垮落（初次来压步距46 m）。5月21日、22日，推进63 m时，压力较前几日明显增大，结合现场实际情况，推测为老顶完全垮落后第一次周期来压（来压步距17 m），此时3G01回风顺槽已接近沿空留巷处，巷道无变形。6月2日，推进99 m时，工作面液压支架压力达到峰值，此时刚回采至沿空留巷段15 m，此次为进入留巷段首次来压（来压步距30 m），工作面机尾段压力较前段时间小幅增加。6月9日，推进120 m时，工作面液压支架压力达到短期最大值，工作面顶板有爆顶声，煤壁有片帮现象，液压支柱后柱压力明显增加（来压步距20 m），巷道顶帮锚杆锚索压力增加1～5 MPa。6月18、19日推进至695 m时（留巷段推进65 m左右，总推进150 m），工作面液压支架压力平均达到35 MPa，且超前20 m范围内出现靠墙体侧的顶板下沉和巷道中部的底鼓，以及锚杆锚索压力增大的现象，推断为周期来压，且较前三次来压更为强烈（前三次来压平均压力30 MPa左右），分析此次来压为留巷段回采过程中首次大面积来压(来压步距28 m)。截至6月底，3G01工作面周期来压4次，来压步距分别为17 m、30 m、20 m、28 m，初次来压步距46 m。

图2 工作面液压支架压力曲线

与3G02工作面回采时矿压对比分析，3G02工作面初次来压步距为56 m。周期来压步距为25～35 m，回采推进187 m时，工作面和沿空留巷大面积来压，沿空留巷出现不同程度的底板下沉现象（10～100 mm），分析为沿空留巷见方来压，即推进长度与开切眼长度基本一致时，出现大范围来压现象。与3G02工作面相比，3G01工作面初次来压步距46 m，较3G02工作面初次来压步距56 m减少10 m。分析可知沿空留巷二次回采时因巷道遭到二次破坏，初次来压步距和周期来压步距均出现不同程度的减小，且初采过程中矿压现象较为明显。

2.2 工作面液压支架压力横向对比

将工作面液压支架分为机头段、中间段、机尾段进行横向对比，液压支架压力曲线见图3。

由图3可知，回采过程中，0～100 m段时，机头段、中间段、机尾段液压支架平均压力相差不大。100～186 m段，机尾液压支架压力值较机头段、中间段支架压力明显增大。此段为留巷段回采，受留巷段影响，机尾段液压支架压力普遍较大，表明3G02采空区对与之较近的机尾段液压支架压力有着明显的影响。

图3 工作面液压支架压力横向对比

2.3 巷道变形分析

（1）顶底板变形

6月14日3G01回风顺槽推进至709 m时，700 m处巷道高度由2.77 m变为2.68 m，顶板离层仪无变形，故此处变形主要为底鼓（底鼓量为0.09 m）。6月15日16点班，3G01回风顺槽超前20 m范围内压力显现，靠近墙体侧5～6根单体液压柱出现行程缩短和三用阀渗液现象（靠墙体侧下沉0.05 m左右），墙体肩角喷浆浆体开裂，表明顶板压力增加。6月18日、19日，3G01回风顺槽推进至696 m时，680 m处靠墙体侧顶板下沉，变形量为0.05～0.1 m左右。工作面机尾前后3 m范围出现底鼓现象，底鼓量0.1 m左右。6月24日，3G01回风顺槽推进至680 m时，超前20 m范围内靠墙体侧顶板出现剪切下沉，下沉量0.1～0.2 m，单体柱无戳底现象。

分析可知，沿空留巷段初采过程中，巷道压力主要表现为顶板压力增加，局部出现底鼓现象。

（2）两帮变形

6月19日3G01回风顺槽推进至696 m时（留巷推进至65 m左右），超前20 m范围内南帮（煤帮侧）出现不同程度的帮鼓现象。上部外鼓约200 mm左右，较明显，下侧煤帮外鼓较少，约100 mm左右。

（3）变形规律分析

图4、图5、图6分别为650 m、600 m、550 m三处测点的顶底板位移量曲线图。650 m处测点顶底板位移量初始值为2.61 m，距煤壁20 m之外时，顶底板位移量无变化，距煤壁20～5 m时，顶底板位移量减小，由2.61 m减少至2.5 m，变形量为0.11 m，距煤壁5～0 m时，位移量出现急剧变化，减小至2.4 m。600 m处测点顶底板位移量初始值2.6 m，距煤壁20 m之外时，顶底板位移量无变化，距煤壁20～5 m时，顶底板位移量减小，由2.6 m减少至2.38 m，变形量为0.22 m，距煤壁5～0 m时，位移量出现急剧变化，减小至2.1 m，变形量为0.28 m。550 m测点顶底板位移量初始值2.78 m，距煤壁20 m之外时，顶底板位移量无变化，距煤壁20～5 m时，顶底板位移量基本上呈线性减小，由2.78 m减少至2.5 m，变形量为0.28 m，距煤壁5～0 m时，位移量出现急剧变化，减小至2.35 m，变形量为0.15 m。

图4 650 m顶底板位移量曲线

图5 600 m顶底板位移量曲线

图6 550 m顶底板位移量曲线

由图4、图5、图6可以看出，沿空留巷在推进前200 m时，顶底板位移量变形主要表现在超前20 m范围之内，超前20～5 m范围顶底板变形量出现不同程度的减小，变形量在0.1～0.3 m之间，且随推进长度的增加，变形量增加。超前5～0 m范围为压力较大区域，随推进顶底板变形量急剧减小，变形量在0.12～0.3 m之间。

综上可知，沿空留巷回采推进过程中巷道变形主要为超前20 m范围，变形主要表现为靠墙体侧的顶板下沉、煤帮上部的帮鼓；煤帮下部和底板压力局部增加，较顶板压力不明显。

3 初采期间顶板管理措施

1）因沿空留巷回采时，巷道属于二次破坏，且顶板压力和煤帮上部压力明显增加，顶帮压力较大时可能导致锚杆锚索射出伤人。采取措施：超前范围内锚索采用双放射装置，同时在超前45 m范围内采用金属防护网对顶帮锚杆锚索进行防射。

2）留巷回采过程中，超前支护20 m范围，靠近墙体侧顶板压力显现增加，部分单体支柱受压力变化影响，出现单体柱三用阀向外渗液，且出现行程缩短和压死现象。采取措施：对于顶板压力较大，靠墙体侧下沉问题，根据现场实际情况，在靠近柔模墙体侧的两排支护单体支柱内每两根支柱中间增设1～2根DW-25型单体液压支柱来加强超前20 m范围内的支护强度，同时加工单体柱三用阀放射装置。

3）根据分析，回采过程中煤帮侧压力明显增加。为减小沿空留巷煤帮侧压力，在沿空留巷回采过程中，在3G01回风顺槽超前段南帮每1 m施工一个泄压孔，及时将帮部压力卸载。