无煤柱煤与瓦斯共采试验研究
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【摘要】 为有效解决深部安全高效开采带来的瓦斯灾害问题，本文基于无煤柱煤与瓦斯共采理论开展了试验研究，解决了巷道留巷支护强度和工作面安全回采的问题。
[关键词]无煤柱；煤与瓦斯共采；沿空留巷；煤层气
中图分类号：TD713文献标识码： A
Experimental Study on Technology without Pillar of Simultaneous Extraction of Coal and Gas
Abstract: In order to solve effectively the problems of deep mining with safety and high efficiency, experimental study is carried out based on the theory of simultaneous extraction of coal and gas without pillar, which solves the problems of gob-side entry retaining support strength and safe mining.
Key words: without pillar; simultaneous extraction of coal and gas; gob-side entry retaining ;gas
1引言
深部资源开采已成为国内外采矿工程界一个十分重要的研究课题。一些深井开采的国家，如美国、加拿大、澳大利亚、南非、波兰、俄罗斯等，其政府、工业部门和研究机构密切配合，集中人力和财力紧密结合深部开采相关理论和技术开展基础问题的研究。近20年来，国内外学者在岩爆预测、软岩大变形机制、隧道涌水量预测及岩爆防治措施、软岩防治措施以及深部矿井的瓦斯灾害治理等各方面进行了深入的研究，取得了一些成绩。我国20世纪80年代末就开始了深部开采方面的研究，一些学者和科研院所对深部开采的理论和技术进行了一些研究，并取得了不少研究成果【1~4】。
我国大多数矿区地质构造复杂，煤岩松软，煤层具有高瓦斯、低透气性、高吸附性的特点，尤其是低渗透率和非均质性的特性，难以在采煤前直接从地面抽采煤层气[5]。随着开采规模扩大和开采深度的迅速增加，瓦斯含量和突出威胁显著增加，巷道矿压显现剧烈，支护难度剧增；围岩温度持续升高热灾严重等问题，特别是面临深部瓦斯重大灾害隐患，卸压开采保护层抽采瓦斯效果固然好，但是预留煤柱给被卸压层对应区域带来应力集中，容易造成煤与瓦斯动力灾害，难以实现全面卸压消除瓦斯灾害威胁[6，7]。对于深部煤层群开采面临的瓦斯问题，国内外研究表明：瓦斯抽采应走煤矿井下全面卸压开采、煤与瓦斯安全高效共采[5，7]的技术路线。
2 工程概况
某矿为首采103工作面，北部位于工广保护煤柱线南300m，南部尚未开拓，西部以F2断层东的岩浆岩侵蚀区为界，东至大巷保护煤柱线。工作面机巷标高为-530～-402m，风巷标高为-515～-397m。工作面长度150m，推进长度800m，面积约11.1万m2。
工作面开采煤层为10煤，煤厚0.3m~3.05m，平均2.52m。煤层结构较简单，无夹矸，煤层倾角平均9°。老顶以灰色粉砂岩、泥岩为主，厚度3.7～18.72m。直接顶为泥岩，厚度4.04m～21.83m。岩浆岩侵蚀区直接顶顶板局部为岩浆岩。厚度约2～4m。底板为深灰色泥岩、粉砂岩，厚度1.5～13.07m。煤层赋存柱状图见图1所示。
3巷道支护方案与参数
3.1巷道掘进支护方案与参数
103工作面掘进期间基本支护情况，巷道断面为矩形断面：宽×高=4.0m×2.6m，巷道顶板采用锚网梁联合支护，顶部布置5根锚杆，锚杆规格为Ф20mm×2000mm的右旋全螺纹钢锚杆，间排距900mm×800mm，每孔采用2卷Z2350树脂锚固剂锚固。顶板锚索采用Φ15.24×7.5m钢绞线，锚索布置在顶板中间位置，锚索间距为1.6m，每孔2卷Z2350、2卷K2350树脂锚固剂锚固，外露250mm，预紧力为120KN。帮部采用竹锚杆支护，竹锚杆长为1600mm，每帮3根，最上面一根锚杆距顶板200mm，帮部每孔采用2卷水泥锚固剂，回采帮采用竹锚杆支护，非回采帮采用竹锚杆挂网支护。顶部锚杆锚固力为50KN，螺母扭矩不小于100N・m，梁为Φ12mm钢筋焊制的梯子梁，梁长为3800mm，网为10＃铁丝编织网，网幅为6000×900mm、网孔大小80×80mm。少数地段为工字钢棚支护。
3.2回采前原位巷道加固方案及参数
考虑留巷维护的长期性和承载的周期性和剧烈程度，就该巷道目前的支护状况还不能确保该巷道长期稳定性，为了使留巷在最终变形后能满足通风、行人等安全生产以及下一个工作面回采需要，保证沿空留巷的可靠性，考虑要对原位巷道和后期的充填墙体进行必要的补强加固。
根据本工作面巷道煤层赋存条件，按直接顶岩层性质将巷道分为三种类型，即泥岩顶、火成岩（砂岩）顶、煤顶。针对这三种不同顶板条件给出具体加固方案及参数。
3.2.1泥岩顶巷段顶板加固方案及参数
顶板锚杆：在原巷道顶板钢筋梯子梁上两锚杆中间位置补打单体锚杆，每排顶板钢筋梯子梁上共补打四根，锚杆规格为专用螺纹钢（左旋）超高强预拉力锚杆，锚杆规格为Ф20-M22-2500mm，每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固；排距同原巷道顶板支护；
顶板锚索梁或锚索：在顶板每排锚杆中间位置施工锚索梁（一梁两锚索），锚索钢绞线规格为Φ17.8×6.3m，眼孔深度6.0m，每孔采用三节Z2550中速树脂药卷加长锚固；两根锚索采用24#槽钢梁连接，槽钢梁长2.4m，眼距1.8m，即锚索间距为1.8m（距离巷道中心各0.9m），并配100mm×150mm×12mm规格的矩形钢垫板；
顶板破碎不平时，锚索梁改为两根单体锚索，单体锚索配400mm×400mm大托盘（并配100mm×150mm×12mm规格的矩形钢垫板），预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。锚索间距为1.8m（距离巷道中心各0.9m），排距同锚杆排距。
锚杆锚索布置参数图见图2所示，其中虚线和小圆表示掘进时锚杆，实线和大圆表示加固支护的锚杆锚索。
3.2.2火成岩（砂岩）顶巷段顶板加固方案及参数
顶板锚杆：顶板每排施工4根专用螺纹钢（左旋）超高强预拉力锚杆，锚杆规格为Ф20-M22-2500mm，锚杆间距1200mm；沿巷道走向排距为1500mm。每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固。
顶板锚索。在顶板每两排新加固锚杆中间位置施工两根锚索，钢绞线规格为Φ17.8×6.3m，眼孔深度6.0m，间距1.8m（距离巷道中心各0.9m），排距3.0m。锚索每孔采用三节Z2550中速树脂药卷加长锚固；锚索配400mm×400mm大托盘（并配100mm×150mm×12mm规格的矩形钢垫板），预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。锚杆锚索布置参数图见图3所示。
3.2.3煤顶巷段顶板加固方案及参数
考虑到工字钢棚支护巷段基本都为松散破碎的断层等复杂地质构造带，岩层松散破碎，松动范围较大，施工锚杆锚索难度较大，达不到加固巷道围岩稳定的预想效果；同时在受外界开挖和扰动时将很可能产生垮冒，因此，加固工作应建立在胶结紧固原位巷道顶板松散破碎岩层的基础之上进行。经研究并和矿方讨论，确定替换方案如下：煤顶巷道表面初喷――顶区超前注水泥浆（断层带进一步深孔注化学浆胶结破碎岩体）――拆工字钢棚（锚索控顶）――帮顶锚杆锚索支护。
替换步骤和相关支护参数分述如下：
初喷密封：由于工字钢棚支护段围岩相对比较破碎，为了保证注浆效果，需要在工字钢棚支护段围岩表面喷射薄层混凝土封闭围岩，喷层厚度为50~70mm（将工字钢棚喷平盖严），防止浆液泄漏。喷浆拌料要均匀，材料的配比为：水泥：黄沙：石子=1：2：2，水灰比为45％，速凝剂掺量为水泥重量的2.5～4％，拌料要均匀。
超前注水泥浆：在初喷密封的工字钢棚支护巷段，每两排工字钢棚在巷道顶板位置均匀布置3～4根2.0m长注浆孔，对破碎顶板进行胶结，注浆锚杆长度为1~1.5m；注浆压力一般不超过1.0MPa，注浆量以不发生大量跑浆为准。深度破碎的断层带可进一步采用化学材料深孔注浆加固，根据围岩条件随机布孔注浆，孔深4m，作为临时措施防止顶板垮冒，为拆工字钢棚创造条件。
拆工字钢棚（锚索控顶）：注完水泥浆，待围岩胶结后打落围岩表面喷层，逐架拆除工字钢棚。若围岩胶结效果不好顶板易下沉冒落时，及时采用锚杆或锚索控制顶板，钢绞线规格为Φ17.8×6.3m，眼孔深度6.0m。每孔采用三节Z2550中速树脂药卷加长锚固，以保证锚固效果。锚索预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN，采用400mm×400mm大托盘（并配100mm×150mm×12mm规格的矩形钢垫板），预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。
顶锚杆锚索支护（断层带深孔注化学浆胶结破碎岩体）：在锚网替换工字钢棚支护的施工过程中，采用“拆一锚一”的方式进行，即拆一架工字钢棚，空顶距离够一排锚杆时及时施工一排锚网支护，够一排锚索时及时安装锚索，严格执行紧跟迎头的原则，根据实际情况临时增加锚杆锚索护顶，锚网支护基本参数如下所示：
顶板锚杆：巷道顶板采用5根左旋锚杆专用螺纹钢超高强预拉力锚杆加3.6m长M4型钢带（一根钢带上5个眼孔）、8#钢筋网（网孔尺寸70×70mm）联合支护，锚杆规格为Ф20-M22-2500mm，每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距800mm，排距700mm。
顶板锚索梁或锚索：在顶板每排锚杆中间位置施工锚索梁（一梁两锚索），锚索钢绞线规格为Φ17.8×6.3m，眼孔深度6.0m，每孔采用三节Z2550中速树脂药卷加长锚固；两根锚索采用24#槽钢梁连接，槽钢梁长2.4m，眼距1.8m，即锚索间距为1.8m（距离巷道中心各0.9m），并配100mm×150mm×12mm规格的矩形钢垫板；
顶板破碎不平时，锚索梁改为两根单体锚索，单体锚索配400mm×400mm大托盘（并配100mm×150mm×12mm规格的矩形钢垫板），预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。锚索间距为1.8m（距离巷道中心各0.9m），排距同锚杆。
在断层带等围岩破碎难以施工安装锚杆和锚索时，可采用深孔注化学浆胶结破碎岩体再施工安装锚杆和锚索，注浆材料可选用马丽散或瑞米加固I号。具体为：迎头顶部施工3个注浆钻孔，孔间距1.2～1.5m，超前胶结煤岩控制顶板；钻孔角度带+20～30°，钻孔深度3~4m。注浆锚杆：长度2.6m，4分钢管制成，钢管底端砸成扁状；钢管底端1.0m长度内错开钻孔，孔径由大逐渐变小，前端孔径Φ=8mm，后端孔径Φ=4mm；采用专用封孔器封孔，封孔深度为1.0m；具体施工时参考井下具体情况执行。
煤顶巷段顶板加固锚杆、锚索布置如图4所示。
3.2.4保留煤帮加固方案及参数
以上三种顶板加固方式中对保留煤帮的加固方案及参数均为：在原位巷道保留煤帮，每排支护中间重新加设锚带网支护，采用4根IV级左旋锚杆专用螺纹钢（左旋）超高强预拉力锚杆加一根2.2m长、四组孔的M4型钢带、8#钢筋网（网孔尺寸70×70mm，在墙体不平整处可采用菱形金属网）联合支护，锚杆规格为Ф20-M22-2500mm。每根锚杆采用两节Z2550型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距为600mm；排距同原巷道帮部支护。上排锚杆75迎角。如图5所示。
4 矿压观测及支护效果分析
4.1 矿压观测的主要内容和测点布置
在工作面前方5m左右开始设测点，每15m设一个测点进行观测，共设置6个测点，其目的就是观测超前采动影响下巷道的变形速度、变形量，以及超前支承压力峰值离工作面的距离。在工作面后方10m处安设测点，以后每15m设置一个测点，共设置4个测点，主要是为了观测回采过程中巷道的变形情况。103工作面测点布置平面图见图6所示。测点的观测采用十字断面法进行表面位移观测。
4.2 矿压观测分析
4.2.1巷道表面位移分析
（1）工作面前方表面位移
在受工作面采动影响前，巷道表面位移较小。随着工作面的推进，各个观测点相继受工作面的采动影响，图7和图8为工作面前方测站的表面位移速度、位移量与工作面的相对位置关系。由图7和8可知：
①超前工作面20～50m范围内，巷道表面位移速度很小，变形速度不超过1mm/d。随着工作面的临近，顶底和两帮的相对位移均逐步增大。巷道整体变形量不大，比较明显的影响范围大约是20m，机巷和风巷围岩表面位移变形速度快速增加，工作面的超前影响范围为20m左右。
②工作面回采对两帮的影响大于对顶底板的影响。由于巷道顶板为砂岩，且顶板完整性较好，所以顶底板相对移近量远小于两帮相对移近量。从图8可以看出，两帮移近量可达52～110mm，而顶底板移近量只有12～20mm。
③工作面回采对机巷的影响大于风巷。从图7中可以看出机巷两帮移近速度最大可达到17mm/d，顶底板移近速度最大只有2mm/d；从图8中可以看出风巷两帮移近速度及顶底板移近速度较小，两帮最大移近速度只有2.5mm/d。
④工作面回采前曾对巷道进行加固，加固措施有效控制了围岩的变形，巷道受采动影响变形较小，回采前两帮最大变形量只有110mm，为后期充填留巷打下了良好的基础。
（2）工作面后方表面位移
对工作面后方围岩表面变形进行连续观测，得到工作面后方不同位置处巷道表面位移量、表面位移速度，分别如图9～12所示。
从图9～10可以看出：
①工作面后方35m以内，无论是风巷还是机巷，巷道表面位移速度均较小，变形速度不超过7mm/d。由于顶板岩性较好，且工作面回采速度较慢，回采速度仅为1.8m/d，顶板缓慢回转下沉，且工作面后方单体支柱能及时支设，有效维护了巷道围岩的稳定性。
②随着工作面推进，上覆岩体不断的弯曲、下沉和破坏，留巷采空区侧的基本顶在自重及支护体产生的切顶阻力作用下破断。随基本顶岩块的旋转，基本顶岩块在下部冒落碎矸石的支撑下形成的“三角块结构”逐渐稳定，从而使沿空巷道一定范围内的应力小于原岩应力。随着矸石的逐渐压实，形成稳定“三角块结构”的上位岩层也将折断、变形下沉，使煤壁乃至直接顶产生损伤，支承压力影响范围加大，峰值进一步内移，留巷上方顶板产生平移下沉，由于受基本顶分层垮落的影响，巷道顶板下沉呈现波动性。此时顶板运动特征以旋转下沉为主，但下沉速度较小。工作面后方35～90m，风巷充填体侧变形速度最大达到21mm/d，煤体侧变形速度最大达到13mm/d；机巷充填体侧变形速度最大达到9mm/d，煤体侧变形速度最大达到5mm/d。
③工作面后方90m以外，随着充填墙体承载强度的增加、顶板回转下沉趋于稳定、受采动影响减小，巷道变形速度逐渐下降，进入变形稳定期。
④无论机巷还是风巷，充填体侧变形是实体煤侧变形的两倍，说明工作面采动对充填体的影响比较强烈。由于上覆岩体发生断裂，充填墙体承受的压力迅速增加，墙体发生不同程度的破坏。
⑤两帮移近和顶底板移近受周期来压影响，基本顶发生周期性破断时，两帮移近和顶底板移近速度也相应发生周期性、跳跃性增加，且随着离工作面距离的增加振幅呈衰减趋势。
⑥工作面回采对风巷的影响大于对机巷的影响，风巷充填体侧最终变形量达到200mm，机巷充填体侧最终变形量只有140mm。主要原因是由于该段风巷顶板为岩浆岩侵入，随工作面回采顶板不能及时垮落以充填采空区，顶板活动长期不能稳定，造成风巷持续不断的变形；而机巷顶板随采随冒，顶板活动很快即趋于稳定，巷道围岩稳定时间也较短。
从图11～12可以看出：
①变形速度增加区为距离工作面煤壁40m范围以内。随着工作面推进，上覆岩体不断的弯曲、下沉和破坏，留巷采空区侧的基本顶在自重及支护体产生的切顶阻力作用下破断，巷道围岩的变形速度呈现明显的上升趋势。工作面后方30～50m范围内，顶板下沉最大速度达到21mm/d，底鼓最大速度达到13mm/d。
②变形速度降低区为工作面后方40m范围到工作面后方90m，随基本顶岩块的旋转，基本顶岩块在下部冒落碎矸石的支撑下形成的“三角块结构”逐渐稳定，从而使沿空巷道一定范围内的应力小于原岩应力。
③工作面后方90m以外，随着充填墙体承载强度的增加、顶板回转下沉趋于稳定、受采动影响减小，巷道变形速度逐渐下降，进入变形稳定期。
④无论机巷还是风巷，顶板下沉量和底鼓量相差不大。说明工作面采动对顶底板活动都造成了比较强烈的影响。
⑤顶板下沉和底鼓受周期来压影响，基本顶发生周期性破断时，顶板下沉和底鼓速度也相应发生周期性、跳跃性增加。
⑥工作面回采对风巷的影响大于对机巷的影响，风巷顶板最终下沉量达到210mm，机巷顶板最终下沉量只有170mm。主要原因是由于该段风巷顶板为岩浆岩侵入，顶板不能及时垮落，造成风巷持续不断的变形。
4.2.2钻孔探测仪观测
用钻孔窥视仪观测顶板岩石赋存状况和受采动影响裂隙发育状态，所选地点为机巷，分别在工作面前方20m处和工作面后方20m处布置钻孔，钻孔深8m，钻孔距距离巷帮0.5m、倾斜工作面方向20°施工，通过观测得到不同深度的钻孔探测记录，见图13～14所示。
从钻孔探测记录图13可以看出，机巷顶板岩层3m以下主要砂岩为主，3m以上有泥岩成分存在；工作面前方虽受采动影响，但顶板完整性保存较好，1m以内浅部有些许裂隙，3.5m左右砂岩与泥岩交界面处顶板有离层现象，围岩深部完整性较好，没有明显破坏发生。
从图14可以看出，工作面后方浅部砂岩段岩层仍保持较好的完整性，但3～3.5m范围内，岩层间离层现象明显，同时围岩深部开始出现裂隙，4.5m～5m处顶板垂向裂隙十分发育。由于钻孔为前一天所施工，观测时钻孔已受工作面采动影响，岩层间发生错动，顶板冒落导致钻孔5m深处即被泥岩封孔，无法继续进行观测。
5 小结
（1）巷道掘进期间支护强度较低，不能满足留巷要求，根据本工作面巷道顶底板岩层赋存条件，按直接顶岩层性质将巷道分为泥岩顶、火成岩（砂岩）顶、煤顶三种类型，应用高强预应力锚杆、锚索支护体系，分别采取针对性补强方案，较好的维护了巷道围岩的稳定性，满足了巷道留巷支护强度要求。
（2）矿压观测表明，机巷、风巷顶板条件不同，矿压显现规律也有很大区别。工作面回采对风巷的影响大于对机巷的影响，例如，风巷充填体侧最终变形量达到200mm，机巷充填体侧最终变形量只有140mm。主要原因是由于风巷顶板为岩浆岩侵入，随工作面回采顶板不能及时垮落以充填采空区，顶板活动长期不能稳定，造成巷道持续不断的变形；而机巷顶板为厚度达4.04m～21.83m泥岩，随着工作面开采顶板随采随冒，顶板活动很快即趋于稳定，巷道围岩稳定时间也较短。
（3）103工作面风巷、机巷沿空留巷取得了成功，留巷压力稳定后巷道平均宽度约为4m，巷道平均高度约为2.0m，留巷断面达到了8.0m2以上，满足了本工作面安全回采的需要，达到了预期的留巷效果。在风巷、机巷不同的顶板条件下实施沿空留巷实现了顶板控制型式上的创新。
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