可切割泵送支柱在小煤柱綜放工作面超前支護中的應用

胡文博 賈 川

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

羊場灣煤礦130205 綜放工作面回風順槽采用小煤柱沿空掘巷工藝，與130203 運輸順槽留設6 m凈煤柱。回采期間，回風順槽超前段小煤柱側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行加固，同時按照2×2 m 間排距打設兩排規(guī)格為Φ17.8×4300 mm 的注漿錨索，實體側煤幫按照2×2 m 間排距打設兩排規(guī)格為Φ17.8×7300 mm 的注漿錨索，自切眼向外120 m 范圍架設“一梁四柱”傾向鋼棚，棚距0.5 m。采用上述加強支護方案后，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 范圍內巷道變形后斷面不足原設計的1/4。為保證工作面正常生產，每天早班需安排8～10 人在該區(qū)域狹小空間內進行起底作業(yè)，給安全生產帶來極大的隱患。通過現(xiàn)場礦壓觀測分析，巷道變形嚴重的主要原因是現(xiàn)有支護強度達不到頂板支護的要求。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。

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

130205 回風順槽（小煤柱）沿二煤頂板掘進，異形斷面，采用錨網索噴支護方式。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打錨索并注漿，使用單體支柱和π 型鋼梁架設一梁四柱傾向鋼棚對頂板進行加強支護，超前支護距離120 m。變更前超前支護方案如圖1 所示。

圖1 變更前回風順槽加強支護支平斷面圖

但該加強支護方案效果不佳，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行觀測，兩幫移近量最大達到2.5 m，頂?shù)装遄畲笠七M量達到1.5 m。因幫鼓造成大量的單體支柱在受側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，需重新進行二次起底，不僅大大增加了上端頭作業(yè)人員的勞動強度，還給安全生產帶來了極大的困難。

3 支護方案優(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，小煤柱側幫鼓較為明顯，最大幫鼓量達到1.5 m，實體煤柱側幫最大幫鼓量約1 m。兩幫幫鼓在距離工作面煤壁20 m 之外形成，進入距離工作面煤壁20 m 之內兩幫不再發(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，壓力顯現(xiàn)主要集中在小煤柱側，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，實體煤成為頂板支點壓縮小煤柱內移，實體煤巷幫屈服外鼓過程中，支點往深部轉移，導致小煤柱壓縮變形進一步增大。因此，防止巷道兩幫內移，關鍵在于加強巷道兩幫側頂板支撐力。

從現(xiàn)場架設的“一梁四柱”與“一梁三索”傾向錨索托梁的支護效果來看，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，在支護方案的選擇上，應選擇支護面積大，承載能力高，具有一定抗側彎能力的支柱進行支護。通過對比目前國內各煤礦采用的輔助支護技術，久威泵送支柱支護面積大、整體性強（一次成型）、允許大變形（變形率≥10%）的同時仍然提供高強度的支撐力。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輔助支護技術。

3.2 支柱參數(shù)確定

因回風順槽上幫（小煤柱側）安設有設備列車，且現(xiàn)場礦壓觀測表明，頂板下沉主要表現(xiàn)為實體煤側整體切頂下沉，因此泵送支柱在實體煤幫側進行施工。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，材料強度按20 MPa 設計。

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。改進后巷道支護平斷面圖，如圖2 所示。

圖2 改進后回風順槽超前支護方案平斷面圖

4 圍巖控制效果

前期在回風順槽試驗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，等間隔選取一個來壓步距25 m 范圍內繪制圍巖變化曲線，如圖3 所示。

圖3 泵送支柱支護處圍巖變化曲線

從圖3 可以看出，泵送支柱支護施工后，超前范圍內回風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，回風順槽頂?shù)装逡平靠刂圃?00 mm 以內，較改進前提高53.3%，兩幫最大移近量控制在1.5 m，較改進前提高40%。

5 應用效果

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

采用該方案以后，風巷頂?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。應用前后巷道變形量對照圖如圖4 所示（分別為應用前斷梁折柱情況、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大量人員起底作業(yè)的情況，安全生產條件得到有效改善。

圖4 泵送支柱應用前后巷道變形對比圖