钢管混凝土墩柱沿空留巷技术与工艺

2019-03-20申玉三黄万朋董勤凯夏志村

煤矿安全 2019年2期

申玉三，武凯，张涛，黄万朋，王军，董勤凯，夏志村

（1.山东科技大学矿业与安全工程学院，山东青岛 266590；2.临矿集团鲁西煤矿，山东济宁 273512；3.山东建筑大学土木工程学院，山东济南 250100）

沿空留巷作为一种无煤柱护巷方式，在减少巷道掘进量、缓解矿井采掘接替紧张等方面具有很大的优势。在沿空留巷技术中，巷旁支护体主要起到支撑上覆围岩与隔离采空区的作用，是沿空留巷技术成功与否的关键环节。目前，我国煤矿井下常用的巷旁支护体有：密集单体支柱、矸石墙、充填体墙等[1-2]。根据充填材料不同，巷旁充填体墙又包括高水速凝材料充填体墙、膏体材料充填体墙、柔模充填体墙和快硬混凝土充填体墙等[3-8]。上述巷旁支护结构在特定的工程条件下均取得过一定的成功应用，并得到了一些重要的成果；但同时也存在支护阻力不高、留巷工艺复杂等一系列问题[4,9]，不能实现高应力条件下的高效沿空留巷工程。针对上述问题，近几年又发展了钢管混凝土墩柱沿空留巷技术，该技术具有承载力高、成本低、施工工艺简单、留巷速度快的特点。黄万朋[10]等在钢管混凝土墩柱结构基础上提出了1种“钢管混凝土支柱＋柔性垫层”的新型沿空留巷巷旁支护结构，研究了其力学性能，推导出支护阻力运算公式。王军[11]等给出了巷旁支护体支护阻力与合理压缩量计算公式，提出了1种钢管混凝土墩柱与矸石墙相结合的沿空留巷技术，并进行了墩柱承载能力实验。

在上述研究的基础上，建立了以钢管混凝土墩柱为巷旁支护承载主体的新型沿空留巷支护结构，为深部高应力矿井提供了1种快速有效地沿空留巷支护方案。相比与传统的巷旁支护体，钢管混凝土墩柱巷旁支护结构具有支护强度大、经济效益好、安全高效的优点。通过现场工程应用，设计了具体的施工工艺流程，为深部高应力矿井提供一种安全高效的沿空留巷支护技术。

1 工程地质概况

鲁西煤矿当前南翼采区资源储量已十分有限，北翼采区由于地质勘探情况不详，以及开拓工程量较大等制约因素，严重影响了整个矿井的生产接续；如何提高煤炭采出率、降低煤层开采中的万吨掘进率、协调好矿井的采掘接续关系已成为当下鲁西煤矿所面临的重要问题。因此寻找1种能够在深部高应力矿井快速有效地沿空留巷支护方式已成为鲁西煤矿解决当前自身问题的首选。

1.1 预留巷道情况

鲁西煤矿3下A02工作面位于-300水平，标高-243.4～-287.3 m。工作面平均走向长778 m，倾斜长122 m。东部为3下A05工作面（未采），西部临A03工作面（采空区），工作面布置和支护情况如图1。工作面开采3下煤层，平均煤厚2.09 m，平均倾角4°。拟留巷道为工作面轨道巷，该巷道断面为矩形，宽3.8 m，高2.6 m。巷道采用锚网索支护形式作为永久支护，顶部选用树脂锚杆配金属网支护，两帮为全螺纹锚杆配金属网支护；两帮锚杆间排距900 mm×1 000 mm，最上排锚杆角度上仰15°，最下排锚杆角度下俯15°；顶部锚杆间排距800 mm×900 mm，两侧锚杆向帮部外偏15°。巷道为加强支护特采用直径为17.8 mm，长6.5 m的锚索，支护锚索为2 m 1根，当顶板破碎时加强为1 m 1根。

1.2 工作面围岩结构

根据围岩柱状图分析，3下煤层顶板主要为粉砂岩、细粒砂岩、泥岩为主。其中直接顶为3.7 m厚的粉砂岩，硬度系数f＝4～6；直接顶与煤层之间间杂赋存不稳定的伪顶结构，岩性为泥岩，厚度0～3.25 m，平均厚度1.15 m，硬度系数f＝3～4；基本顶为11.59 m的细粒砂岩，硬度系数f＝4～6。根据围岩结构情况分析，A02工作面上覆岩层组成结构较为简单，覆岩组合结构不复杂，岩层稳定，有利于沿空留巷工程实施，具体围岩情况见表1。

图1 工作面布置及留巷断面

表1 煤层顶底板情况

2 钢管混凝土墩柱沿空留巷技术方案

2.1 技术简介

针对鲁西煤矿A02工作面工程地质条件，设计的具体留巷技术方案为：采用钢管混凝土墩柱作为主要巷旁支护结构对顶板进行有效支撑；在墩柱上方预留一定空间增加木楔作为柔性让压垫层；采用菱形网+风筒布+矸石袋作为采空区的隔离措施，以防止瓦斯等有害气体和矸石进入预留巷道。在工作面推进的过程中，为给后方架设墩柱留有充分的时间和空间，保证巷道内围岩的完整，预设计在巷道贴近煤壁侧打1排控顶锚索，将直接顶悬吊在上方坚硬稳定的岩层内；在顶板岩层活动剧烈期间，临时增设单体液压支柱加强支护，本方案巷内加强措施为使用4排单体液压支护进行辅助支护[12]。沿空留巷巷旁支护布置如图2。

2.2 沿空留巷巷旁支护参数设计

2.2.1 墩柱设计的选型

图2 沿空留巷巷旁支护布置方案

沿空留巷围岩受力与变形受到上覆岩层运动的影响，在悬顶状态下，上覆岩层进行回转、破断及扰动等一系列运动，使得巷旁支护主体既需要足够的强度切断足够高度的顶板，又需要足够的变形能力适应基本顶的下沉[13-15]。根据巷道围岩结构及力学计算分析，得到钢管混凝土墩柱所需提供的最小支护阻力为4 220 kN。根据对巷旁支护阻力计算需求，同时参考钢管混凝土墩柱理论计算与实际测试极限承载力，选择Q235等级的管材以及φ299 mm的管径的钢管配合C40等级的混凝土组合的钢管混凝土支柱，通过对该组合短柱的实验测试，得到该短柱极限承载力为6 700 kN；结合现场巷道的具体宽度、高度，结合预留让压距离，得出在当前巷道需要高度为2.8 m支柱。由于沿空留巷所用支护属于长柱范畴，需要考虑偏心受压以及长细比折减系数，根据折减系数计算，最终确定取0.78的折减系数[16]，求出墩柱极限承载力能达到5 226 kN，确定钢管混凝土选型符合现场实际支护要求。

2.2.2 墩柱布置

根据巷道围岩结构及力学计算分析，得到采用1排钢管混凝土支柱即可满足巷旁支护阻力的要求，为了达到最优的巷旁支护效果，并有效降低支护材料的成本，设计相邻支柱的中心间距为600 mm。“给定变形”位态下，基本顶在巷道的实体煤侧断裂，假设基本顶以煤体弹塑性交界面处为旋转轴断裂[5,17-19]，钢管混凝土墩柱巷旁支护结构对基本顶铰接岩梁实行“给定变形”[20]的位态控制，因此钢管混凝土支柱与顶板间预留200～300 mm的让压空间，以楔形木垫块进行填充，允许基本顶岩梁进行适量的弯曲下沉，从而对覆岩顶板进行有效让压，提高巷旁支护效果。墩柱布置如图3。

2.2.3 控顶锚索与隔离措施

图3 墩柱布置

在工作面推进过程中，由于自移式液压支架等机械设备的影响，会造成巷道顶板在钢管支柱尚未支起时出现塌落、破碎等危险。为防止巷道顶板破碎、塌落，在工作面前20 m靠煤壁侧（100～200 mm）补打1排加强锚索，锚索间距为1 250 mm，长度为6 500 mm，每2根锚索共用1段锚索梁，锚索梁长度为1 500 mm，锁孔距梁端头125 mm，单排设置；为了防止采空区垮落矸石以及瓦斯进入预留巷道内，在相邻支柱间采用铁丝网+风筒布+矸石袋等措施对采空区进行隔离。控顶锚索具体布置如图4。

图4 控顶锚索布置

2.2.4 巷内加强支护措施

在经历一次采动影响阶段时，沿空留巷围岩受力与变形受到上覆岩层运动的影响，要求所留巷道中的支护体必须快速增阻，进而保持恒阻的工作状态[17-20]。而钢管混凝土墩柱前期因为尚未注浆或浆液结实性不够以及此时墩柱受力时是其上方的木楔块先让压压缩，支护阻力较小等原因不能完全满足巷道支护的要求，因此才增加巷内的单体液压支柱进行临时加强支护。单体液压支柱在滞后工作面50 m的范围内使用一梁三柱形式，排间距为800 mm，同时在煤壁一侧立1排单体液压支柱，共4排单体液压支柱进行加强支护；在滞后工作面50～100 m的范围内，使用3排单体液压支柱的方式进行支护。单体液压支柱布置如图5。

3 现场施工工艺

图5 单体液压支柱布置

钢管混凝土墩柱沿空留巷施工过程中，主要包括以下几个步骤：安装控顶锚索、挂铁丝网、架设墩柱、墩柱灌注、安放矸石袋、架设单体等。具体施工流程如图6。

图6 施工工艺流程

3.1 控顶锚索的施工

锚索的位置为靠近采空区侧，在离预留巷道上帮200 mm处打1排φ18 mm×8 000 mm锚索，锚索梁长度1 500 mm，锁孔距梁端头250 mm，单排设置，每2根锚索共用1段锚索梁。锚索尽可能垂直向上打入，若施工困难可以向采空区倾斜，倾斜角度不超过10°，控顶锚索需提前工作面20 m进行挂线施工。

3.2 架设空钢管墩柱

本方案采用割一刀安装1个钢管墩柱的方法进行架柱工作，架设墩柱前先在预放墩柱处使用风镐开挖1个深度为30 cm左右400 mm×400 mm的基坑，然后将空钢管放到指定位置附近，在坑底安放1块底脚板（尽可能水平），使用手动葫芦（倒链）将空钢管墩柱人工竖起（钢管混凝土墩柱支设必须垂直顶底板），空钢管墩柱间距600 mm，顶部焊有薄钢板作为上部托盘，增加控顶面积，厚度不超过5 mm，钢板之上以木楔触顶，木楔顶在菱形网上（木楔总厚度不得小于200 mm），并将瓦斯记录仪按照规定距离悬挂在墩柱旁边的顶板上，然后将矸石装袋堆放到指定位置。

3.3 墩柱灌注混凝土

为了不影响正常开采工作以及保证施工人员的充足，具体灌注时间为维修班（早班），以集中注浆的形式进行施工。采用矿用混凝土输送泵向墩柱内灌注混凝土，泵送顶升法施工，其中混凝土施工设计比例为水泥∶沙∶碎石∶减水剂∶水 =1∶1.2∶2.3∶0.02∶0.42，其中水泥为425＃普通硅酸盐水泥以及快硬硫（铁）铝酸盐水泥（其中快硬硫（铁）铝酸盐水泥占总水泥的20%）、粗骨料选用粒径15～25 mm的碎石，细骨料采用优质河砂。钢管墩柱混凝土的灌注要及时并保证灌注质量，1次灌注根数不得超过9根，且钢管墩柱在灌注前要用戗柱固定，以防在注浆过程中发生歪斜。注浆施工布置如图7。

图7 注浆施工工艺

3.4 辅助支护措施

辅助支护是为了确保在上覆岩层压力重新分布时钢管不变形，故在沿空留巷后应加强支护。加强支护采用单体液压支柱配合铰接顶梁垂直煤壁方向支设4排单体液压支柱，支设时要拉线支设，支柱颗颗穿鞋，柱距1.2 m（±100 mm）。随着工作面推进，要求及时回柱，始终保持50 m的拖后距离（柱排距如图5）。

4 留巷效果分析

为了准确掌握钢管混凝土墩柱沿空留巷技术的现场应用效果，在回采过程中对所留巷道的巷道整体变形量、顶板离层值等内容进行了实际监测。

沿空留巷观测共布置2类测区，包括顶板离层监测测区、巷道表面位移监测测区，用以监测留巷表面整体变形情况、评价留巷效果。

巷道顶板离层观测区：以工作面切眼为起始位置（第1根钢混支柱处），每间隔15 m设5个观测站，分别位于切眼前方 15、30、45、60、75 m 处并开始对其编号。在每个测点顶板上安装顶板离层指示仪，用以检测顶板离层量。顶板离层仪布置如图8。

巷道表面位移监测测区：在巷道顶板离层观测区附近布置巷道表面位移观测点，分别位于工作面前方（以第 1根钢混支柱为起始位置）15、30、45、60、75 m…左右的巷道表面对巷道位移变形特征进行观测，包括顶底板移近量、两帮移近量等，观测方法为十字布点法。

图8 顶板离层仪布置

取12号测点（距开切眼180 m左右）作全变形典型曲线，该测点超前工作面25 m起测，至工作面推进后159 m后停止监测，因此能较好的描述在整个回采影响下的巷道变形的全过程。顶板下沉与两顶离层量如图9，顶板移近速度如图10。

图9 顶板下沉与两顶离层量

图10 顶板移近速度

由图9、图10可知，随着工作面的推进，留巷围岩变形可以分为以下3个阶段，第 1阶段：工作面推进0～25 m后，直接顶受到前方煤层和采空区下侧未开采煤层、钢管混凝土墩柱及单体液压支柱的支撑，直接顶未发生破断，围岩变形较为平缓，移近速度相对较小，最大仅为1～2 mm/d，直接顶与基本顶尚未发生分离，顶板离层量为0；第 2阶段：工作面推采25～75 m后，关键块体回转、破断，上覆岩层运动剧烈，巷道围岩变形速度大，顶底板最大变形速度为20 mm/d，围岩变形速度在该范围内达到最大，顶底板移近量达到112 mm，与此同时基本顶与直接顶迅速分离，基本顶铰接岩梁“给定变形”的位态控制得到实行。第3阶段：工作面推采75 m以后，巷道围岩变形趋于稳定，最终顶底板和两帮变形速度降至1 mm/d以下，基本顶的位态控制取得成功。