綜放工作面鄰空巷強礦壓顯現綜合防治技術研究

黃嘉偉

(1.太原理工大學 礦業工程學院，山西 太原 030024； 2.大同煤礦集團 工會，山西 大同 037003)

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綜放工作面鄰空巷強礦壓顯現綜合防治技術研究

黃嘉偉1,2

(1.太原理工大學 礦業工程學院，山西 太原 030024； 2.大同煤礦集團 工會，山西 大同 037003)

針對同忻礦5104巷道壓力大的情況，特別是超前支護段壓力顯現強烈的表現，分析了煤層賦存狀況、煤層頂底板狀況、上覆采空區情況、工作面布置方式等，并提出了具有針對性的“支卸結合”控制措施。措施實施之后，5104巷道壓力得到了有效的控制，沒有強烈礦壓的發生，雖然增加了支護和卸壓成本，但經濟效益和社會效益明顯，為今后順利開采創造了條件，也為開采相同煤層積累了頂板管理方法。

綜放工作面；礦壓顯現；支護；卸壓

同忻礦5104巷為8104工作面的回風巷，相鄰8105工作面采空區，兩工作面之間留設有38 m寬的保護煤柱。工作面開采前期，在局部巷段已有壓力顯現發生，表現為兩幫和頂板的漿皮破裂離層，頂板下沉，最為明顯的是底板鼓起，混凝土澆筑的底板被頂起、折斷，影響車輛通過。隨著工作面的開采，發生壓力顯現的區域逐步增大，已有壓力顯現的地段則壓力更為明顯，兩幫鼓起0.5～1.2 m，尤其以煤柱側更為嚴重，巷道頂板下沉明顯，局部巷段頂板鋼帶彎曲變形，錨桿和錨索繩被拉斷失效。而影響最為嚴重的是超前工作面50～100 m巷道。巷道頂板離層下沉嚴重，下沉量0.8～1.0 m，巷道底板鼓起，底鼓量0.5～1.0 m，鋼梁彎曲甚至折斷，單體柱活柱下縮量大，甚至無行程，兩幫內擠量1.5～2.0 m，兩側木垛受壓嚴重變形，受到幫鼓導致木垛呈弓形，漿皮基本全部破裂離層，煤壁片幫。

因此，為了確保安全生產，分析巷道強礦壓顯現及原因，并采取控制措施，釋放并減小巷道壓力是非常必要的。

1 概 述

8104工作面所采煤層系同忻礦北一盤區石炭系3#～5#煤層，地面標高1 173～1 293 m，平均1 239 m，工作面標高806～794 m，平均800 m，面積358 648 m2，可采儲量700萬t，煤層厚度7.88～21.57 m，平均16.42 m，煤層傾角1°～3°，屬于近水平煤層，平均埋深465 m. 煤層以半亮型煤為主，半暗型煤次之，弱玻璃到玻璃光澤，塊狀，參差狀或階梯狀斷口，內生裂隙發育，夾有鏡煤條和薄層暗煤，少量鏡煤呈寬條狀分布，較破碎，易塌落，為復雜結構。直接頂為砂質泥巖，基本頂為堅硬的粗粒砂巖且厚度較大。對應上覆永定莊礦侏羅紀9#、11#煤層已采空，12#、14#煤層前1 300 m范圍內已采空，后半部為不可采區，15#層采空范圍為8104工作面前部約400 m，與3#～5#煤層層間距約為115 m，侏羅系14#煤層與3#～5#煤層層間距為125～140 m.

8104工作面為一進二回三巷布置，3條巷道相互平行且與盤區3條大巷呈88°,其中2104巷、5104巷沿3#～5#煤層底板布置，8104頂回風巷沿3#～5#煤層頂板穩定巖層開掘，與5104巷內錯20 m平行布置；切眼巷與兩順槽巷及頂回風巷垂直布置。

2 巷道壓力分析

針對5104巷道壓力大的情況，特別是超前支護段壓力顯現強烈的表現，通過對本煤層賦存狀況、煤層頂底板狀況、上覆采空區情況、工作面布置方式等分析研究，同時參考大量有關資料，得出該巷道壓力大主要有以下幾個方面原因：

1) 巷道相鄰采空區是導致巷道壓力大的直接因素。8105工作面同樣采用一次采全高放頂煤方法開采，其開采后采空區頂板將在5104巷煤柱側形成懸臂梁結構，保護煤柱成為懸梁的主要承壓實體，懸梁結構的活動破斷勢必會造成煤柱的應力集中，5104巷道長期處在高應力的作用下導致巷道圍巖失穩，巷道變形破壞嚴重。

2) 對應上覆留設的集中煤柱加劇了巷道變形。上覆留設的煤柱本身存在巨大的靜壓力，通過8106工作面的開采，破壞了原有的應力平衡，加劇了雙系間的頂板破斷，而堅硬巖層傳力效果好，上覆煤柱的活動能夠將靜壓力傳遞至3#～5#煤層，使其受力增大，巷道變形加劇。

3) 堅硬的砂巖頂板給強礦壓創造條件。3#～5#煤層與侏羅系14#煤層層間距130～150 m，之間以堅硬的砂巖和礫巖為主，其中分布的4層主次關鍵層平均厚度大于14 m，不易垮落，堅硬頂板懸露面積大，容易積聚彈性勢能，而達到極限垮落斷距時會釋放大量能量，頂板破斷下沉產生的載荷作用在頂煤上，由于頂煤硬度大，傳力效果好，從而導致巷道的礦壓顯現，工作面超前支護巷道段強礦壓顯現可以說明。

4) 工作面采空區頂板懸露面積“見方”時對巷道礦壓顯現影響明顯。工作面采至采空區頂板“見方”時，說明工作面達到充分采動，關鍵層破斷下沉使巷道圍巖載荷增加，巷道變形量加大。

3 綜合防治技術研究

通過對5104巷道強礦壓顯現及原因分析，采取多項控制措施，由原先單一的加強支護到“支卸結合”的綜合治理手段，使巷道壓力逐步釋放并減小。

3.1 支護技術

在巷道頂板補強“錨索+工字鋼”支護，以及局部破碎段再加組合錨索支護預防頂板下沉，兩幫補打“錨索+托盤”支護，防治巷幫鼓起，同時超前支護段采用三排單體液壓支柱支護頂板，支護距離超前工作面150 m，在巷道兩幫支設木垛，支護距離超前工作面200 m.

1) 錨索+工字鋼：錨索d21.8 mm×10 400 mm，鋼梁4.0～4.8 m長12#礦用工字鋼，“一梁三錨”，間距1.6 m，錨索托盤拱形可調心200 mm×200 mm×16 mm.

2) 組合錨索：每組錨索長度為兩根d21.8 mm×8 300 mm、兩根d21.8 mm×6 300 mm和1根d21.8 mm×10 300 mm(托板中孔)，托板為600 mm×600 mm×16 mm五孔鋼板，間距3.5 m，排距為1.8 m，兩排交錯1.75 m布置。

3) 護幫錨索：錨索d21.8 mm×4 000 mm，300 mm×300 mm×16 mm拱形可調心鋼托板，間排距1 800 mm×1 800 mm，兩排交錯0.9 m形成三花布置。

4) 超前支護段巷道支設木垛：木垛使用1.0 m、2.0 m道木，短木沿傾向布置，長木沿走向布置，支設時先支煤柱側木垛，之后再支采煤側，必須保證木垛凈寬不小于2.0 m.

5) 超前支護段巷道支設3排單體：超前支護單體支柱必須保證3排，巷中支設一排，兩側距木垛0.5 m各支一排，柱距1.2 m，排距1.0 m.

3.2 卸壓技術

由于煤柱側形成的懸臂梁結構的特點，煤柱長期受到高應力的作用導致巷道圍巖失穩，通過卸壓技術能夠改變煤柱受力狀態，緩解巷道礦壓顯現的強度。

1) 卸壓孔。為緩解煤柱受力，破壞煤體整體性，增加自由面，使煤體本身能吸收一部分能量，使頂板彈性能在煤柱上得以緩解釋放，避免能量大量集中而造成巷道變形。布置在巷道兩幫打卸壓孔卸壓。卸壓孔d108 mm，孔深15 m，三花布置，向上傾角5°，距頂板1.0 m布置第一排孔，間隔0.8 m布置第二排，單排孔間距1.0 m，兩排相鄰孔距0.5 m.

2) 預裂切頂。通過高壓水的作用對頂板進行人為的切斷，使采空區頂板及時垮落，破壞頂板的整體連續性，減小頂板來壓時的沖擊強度。總結以往開采的經驗和巷道實際的壓力顯現情況表明：巷道煤柱側的超高應力區和工作面超前煤壁100 m巷段是重點需要釋放壓力的區域，所以同時實施兩套預裂切頂的方案。

方案一：8104面開采前，在8104頂抽巷距8104面切眼200～1 560 m段已施工水力致裂孔59個，鉆孔布置示意圖見圖1. S1孔深40.5～42 m，S2孔深30.5～32.5 m，終孔位置巖性為含礫粗砂巖(圖中S3孔原設計鉆孔方向為8104面采空區，實際未在8104頂抽巷施工)，設計孔間距20 m，鉆孔方向為8105面與8104面煤柱，孔垂高4.6～12.5 m，孔徑d50 mm，使用天津3BZ6.763-200三柱塞高壓注水泵，致裂壓力一般達15～25 MPa，時間15 min左右。

圖1 8104頂抽巷水力致裂示意圖

方案二：為切斷本面采空區懸板，緩減5104巷超前壓力，在5104巷實施水力致裂。采位35～165 m已致裂完成8個孔，孔深31～39 m，終孔位置為3#～5#煤層上9 m，鉆孔方向為本面采空區。采位460～1 640 m設計水力致裂孔120個，水力致裂孔兩個為一組，開孔位置為5104巷頂板距采煤側幫1 m處，同一組孔兩孔開孔位置相距5 m，兩組孔間距20 m. 終孔位置為3#～5#煤層頂板向上10～11 m處，巖性為粗砂巖、中砂巖。鉆孔布置示意圖見圖2.

圖2 5104巷水力致裂示意圖

4 總 結

1) 針對5104巷道壓力大的情況，特別是超前支護段壓力顯現強烈的表現，分析了煤層賦存狀況、煤層頂底板狀況、上覆采空區情況、工作面布置方式等；并提出了具有針對性的“支卸結合”控制措施。

2) 以上防治措施實施之后，5104巷道壓力得到了有效控制，沒有強烈礦壓的發生，雖然增加了支護和卸壓成本，但經濟效益和社會效益明顯，為今后順利開采創造了條件，也為開采相同煤層積累了頂板管理方法。

[1] 錢鳴高,石平五,許家林，等.礦山壓力與巖層控制[M].北京：中國礦業大學出版社,2010：42-43.

[2] 孔令海,姜福興,劉 杰，等.特厚煤層綜放工作面區段煤柱合理寬度的微地震監測[J].煤炭學報，2009(7):59-61.

[3] 黃慶國.塔山煤礦特厚煤層綜放開采關鍵技術[J].煤炭科學技術，2009(2):332-336.

Study on Comprehensive Prevention and Control Technology of Strong Strata Pressure Behavior in Fully Mechanized Caving Face Adjacent Goaf

HUANG Jiawei

In view of the situation of high pressure in No.5104 roadway in Tongxin coal mine, especially the pressure of advanced support section, the coal seam deposit condition, coal seam roof and floor condition, overburden mined-out area and working face arrangement are analyzed. And the targeted control measures for support and unloading are put forward. Implementation of the measures made the roadway pressure in No.5104 being effectively controlled, no strong new occurrence of mine pressure, although costs increased in support and pressure relief, the economic and social benefits are obvious. The practice accumulated valuable experience for roof management in similar case.

Fully mechanized caving face; Strata pressure behavior; Support; Pressure relief

2017-02-06

黃嘉偉(1986—)，男，山西陽高人，2009年畢業于中北大學，政工師，太原理工大學在讀研究生，主要從事煤礦技術研究工作

(E-mail)tmmarch2017@163.com

TD322

B

1672-0652(2017)03-0025-03