吴飞
川南煤业泸州古叙煤电有限公司石屏一矿 四川古蔺 646500）
摘要：为了解决极近距离煤层群开采下部煤层的回采巷道支护问题,对石屏一矿12119工作面回采巷道基本支护情况进行了研究分析，确定了合理的巷道支护技术方案及合理的巷道支护参数,并通过现场监测,验证了该技术的合理可靠性，保证了极近距离煤层回采巷道的安全可靠,实现了矿井的安全生产。
关键词：极近距离煤层群 回采巷道 顶板支护 管控措施
极近距离煤层的下部煤层回采巷道的矿山压力显现规律和单个煤层回采巷道的不同，先是受到上部煤层的回采工作面采动的影响，然后还会受到下部煤层回采工作面采动的影响，下部煤层的回采巷道布置于煤层中，回采巷道围岩的强度比较小，而且当两层煤的层间距离很小时，下部煤层回采巷道的顶板在开采前就已经受到上部煤层采动破坏的影响，因此回采巷道的维护非常困难。但是因为回采巷道一般情况下只为一两个采煤工作面服务，使用的年限比较短，所以在保证回采巷道能够正常使用的前提下，允许其有稍微大的变形量。根据石屏一矿12119工作面回采巷道支护情况，对极近距离煤层群的下部煤层回采巷道的基本支护进行了研究分析。
1 工作面概况
12119工作面走向长度为323m，倾斜长度为103m，工作面煤层平均倾角13°，煤层平均厚度2.3m，煤层结构简单，煤层赋存稳定。顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、细砂岩，均含少量菱铁矿结核，硬度（f）4～6，薄层状结构，节理裂隙发育。底板岩性主要为泥岩、细砂岩，硬度（f）4～6，块状结构，完整，管理容易。该工作面正上方为12119上工作面采空区，西部临近各上山及回风石门，东面临近高笠煤矿，南部临近开江煤矿采空区。
2 支护参数确定
2.1 采煤工作面的支护设计
（1）支护强度P的确定：
P＝9.8KSγMcosα=9.8*6*(1.5*3.9)*2.5*1.4*cos13o=1092 (kN)
式中：P— 支架承受的荷载，kN；
9.8—1千克力，（单位：N）
K—支架承受的荷载的采高的倍数，取6。
S—支架支护的顶板面积，m2；
γ—顶板岩石容重，t/m3；
M—采高，m；
α—煤层倾角；
（2）ZY3400/12/28型液压支架参数：
工作阻力：2446～2819kN；
初撑力：1907～2198kN；
泵站压力：31.5MPa；
（3）支架选型的验算：
P＜工作阻力，即：1092kN＜2446kN；
故所选用ZY3400/12/28型液压支架符合要求。
2.2 顶板超前加固、充填支护技术
为了提高下煤层顶板的强度，在12119工作面顶板破碎区域采取预注加固材料措施，如12119上工作面原切眼处加固示意图如图1所示。在12119工作面直接顶为采空区的区域，为了提高采空区垮冒矸石的整体性，在这些区域采取预注充填材料措施，如12119工作面风巷处充填示意图如图2所示。
图1 12119工作面切眼加固示意图
图2 12119工作面风巷顶板充填示意图
2.3 施工超前管棚支护技术
为了确保12119工作面在回采过程中工作面不发生漏顶事故，在12119工作面过12119上工作面切眼、12119上工作面机巷、12119工作面风巷时施工超前管棚，超前管棚采用Φ50mm、L=3m镀锌管加工制作。超前管棚按煤层走向方向施工在煤壁侧支架顶梁下50mm位置，超前管棚间距不得大于500mm，在拉架时支架顶梁必须托在管棚下进行移架。
3 支护安全技术措施
3.1 顶板控制安全技术措施
（1）正常工作时期顶板支护方式：
①工作面采用ZY3400\12\28型液压支架控制顶板，相邻支架中心距1.5m，支架最大控顶距4.5m，最小控顶距3.9m，放顶步距为0.6m。
②泵站压力为30MPa，液压支架初撑力为1907～2198KN，额定工作阻力为2446～2819KN。
③工作面采场要做到“三直一平、两畅通”，即支架、溜子、煤壁三直，工作面底板平，工作面机巷、风巷的出口要畅通。
④移架及推溜方式：采用邻架操作，移架时收缩支架推溜油缸，推溜时伸出支架推溜油缸。
（2）工作面回采时防止漏穿上分层采空区的顶板管理规定
①地测部负责定期进行对12119工作层间距进行探测，施工队根据测定的数据确定采高。
②对工作面上下分层层间距小于1m时，采用预留顶煤方式进行回采，确保上下分层层间距大于1m。
③在回采时当割煤机下滚筒割顶煤后立即伸出支架伸缩梁临时护顶，支架伸缩梁临时护顶不得超过3架（若上滚筒割底煤后出现片帮必须及时伸出支架伸缩梁临时护顶），然后从下往上依次跟机带压移架，移架后支架端面距不得大于100mm，否则必须进行二次移架。
④若在回采过程中采用降采高和注浆方式无法满足支护时，必须采用超前管棚加注浆进行加固，管棚采用φ32mm镀锌管加工，管棚长3000mm，间距200mm。
（3）特殊时期顶板支护方式
①工作面初采及过原12119上切眼管理及技术措施
第一步：对该工作面上分层切眼段及回采时上下分层层间距小于1m段，采取超前预注高强度充填和加固材料。
第二步：从初采起至回采结束均采取铺设顶板金属网，金属网选用矿用高强度六角钢丝网，钢丝直径2.0mm、网孔40mm×40mm、网宽3.0m、网长3.0m。铺网顺序从上往下且在检修班完成，并保证一个圆班即4个循环进度。网与网之间采用无缝连接，多余网吊挂在支架顶梁下侧。
第三步：初采时或回采时遇上下分层层间距小于1m时，采取降顶控制工作面采高1.8m（即预留200mm顶煤护顶），以增加层间距厚度确保上下分层层间距大于1m，且每次割顶煤后立即伸出支架伸缩梁临时护顶，然后跟机带压移架；
第四步：初采时，选择局部调采调整工作面伪斜（即斜交过巷），机头与机尾按2：1进行推进调整，尽量减小工作面一次过巷长度；
第五步：工作面开采至距上分层切眼平距1.5m时开始在工作面全长施工超前管棚。超前管棚采用Φ50mm、L=3m镀锌管加工制作。超前管棚按煤层走向方向施工在煤壁侧支架顶梁下50mm位置，超前管棚间距不得大于500mm，在拉架时支架顶梁必须托在管棚下进行移架，具体超前管棚施工次数视开采情况决定。
②工作面过原12119上机巷管理及技术措施
第一步：过12119上机巷时，采取超前预注高强度充填和加固材料；
第二步：工作面在过巷段每次返刀推溜后必须采取超前拉架护顶。
第三步：若上述办法还是不能解决，则在前两项措施之上另采取施工超前管棚，超前管棚材质及施工要求同上。
3.2 机巷、风巷及端头顶板支护安全措施
（1）工作面机巷、风巷超前支护
机巷超前支护：从采面煤壁线往外20m段采用单体液压支柱配L=3.4mπ梁沿煤层倾斜方向按间距1m架设 “一梁三柱”抬棚支护。
风巷超前支护：从采面煤壁线往外20m段采用单体液压支柱配L=3.4mπ梁沿煤层走向方向架设两排1梁3柱抬棚支护，抬棚间距2m，若抬棚梁不能有效接顶还必须采用楠竹跳板、半圆木等材料背接顶板，保证有效支撑顶板。
（2）工作面上、下端头的支护管理
①上端头支护
12119工作面上出口采用单体液压支护配L=3mπ型梁沿风巷倾向架设“一梁三柱”，π型梁排距1m。当上端头支架无法正常掩护下出口时，在上端头，根据现场情况采用单体液压支柱沿走向架设1对2梁或2对4梁支护上端头。
②下端头支护
当机巷为异形断面时工作面下出口采用单体液压支护配L=3.5mπ型梁沿机巷倾向（一梁三柱）架设，π型梁排距1m。当下端头支架无法正常掩护下出口时，在下端头，根据现场情况采用单体液压支柱沿走向架设1对2梁或2对4梁支护下、上端头。
③上、下端头管理
1)上、下端安全出口高度不低于1.8m，人行侧宽度不小于0.7m；机、风巷护巷挡矸密集滞后于采面放顶线的距离不得大于1.5m。
2)机巷、风巷支护体回撤，当顶板压力小，且完整可靠时，采用人工回撤机巷、风巷的支护材料,当顶板压力大或顶板破碎松软时，必须采用回柱绞车进行回撤支护体。
4 巷道支护效果监测分析
选择12119机巷进行巷道支护效果监测，在保证不影响施工的前提下进行布置测点与观测工作。为了及时准确地进行监测，在 12119机巷距掘进工作面 10m处位置布置测站。测站设置两个监测断面，沿巷道轴向相距 1m。巷道表面的主要监测内容包括顶板下沉量、底鼓量、顶底板移近量、两帮移近量和帮位移量。
图3 12119机巷监测断面两帮变形监测
图4 12119机巷监测断面顶底板变形监测
由图 3 和图 4 可知，两测站巷道两帮变形规律、顶底板变形规律相似，监测初期5天内巷道变形速率较快，然后随着时间的推移逐渐趋于稳定，因此巷道开挖后要及时支护。左帮最大变形量为 36.47 mm，右帮最大变形量为 34.12 mm，两帮最大移近量 70.22 mm。顶板的变形明显小于底板的变形，顶板最大下沉量为42.26mm ，最大底鼓量为 94.67 mm，顶底板最大移近量为 136.93 mm。根据监测结果，两帮最大移近量为巷道断面尺寸的 2.19%，两断面中顶底板最大移近量为巷道断面尺寸的 6.22%，巷道表面变形较小。
5结论
总的来说，采用的支护方式能够对巷道围岩进行有效的控制，能够确保巷道的安全正常使用，尤其是针对极近距离煤层群下部煤层工作面顶板围岩特性和复杂特殊地质条件，形成了包含顶板超前加固充填支护技术、顶板超前控制保护技术、预留顶煤等成套围岩控制技术体系，为同类条件下的矿井提供了有益参考。
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