同忻礦綜放面臨空巷道過上覆礦界煤柱礦壓控制研究

徐 昕 章子安

（同煤國電同忻煤礦有限公司，山西大同，037003）

0 引言

大采高綜采放頂煤[1-2]，尤其厚度大于10 m的煤層在臨空開采時礦壓顯現劇烈[3]，如臨空巷道遇到特殊地質構造時礦壓顯現更是難以控制[4]，對其礦壓規律變化情況的研究及控制方法的探討尤為重要，本文針對大采高綜放開采時臨空巷道在過上覆礦界煤柱影響段時的巷道圍巖變形情況進行觀測和分析，在此基礎上提出了有效的綜合性控制方案，為類似條件的生產礦井處理類似難題提供了一定的依據。

1 工程背景

同煤集團同忻礦8309 工作面可采走向長度2 770.5 m，平均煤厚14.88 m，工作面長200 m，采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤開采的采煤方法，機采高度3.9 m，放煤10.98 m，采放比為1：2.81。為了安全有效地回收頂煤，初期放頂煤時，放頂煤方式采用多輪分層順序放煤法，頂板管理采用自然垮落法。該面使用艾克夫SL-500 型采煤機，前、后刮板運輸機分別采用采用JOY 公司的42×1000×268AFC 型和42×1250×268AFC 型刮板運輸機。工作面共118 架支架，中部支架的架型為四柱支撐掩護式正四連桿低位放頂煤支架，型號為ZF15000/27.5/42，數量為108 架；過渡支架為ZFG13000/27.5/42H 型正四連桿過渡支架，數量為9架（頭部4架，尾部5架）；端頭支架為ZTZ20000/30/42型放頂煤端頭支架。5309巷與8307面采空區相鄰，面間煤柱38 m，5309 巷采位在1 977 m～2 017 m 上覆為白洞礦與同家梁礦礦界煤柱，與侏羅系14#層間距為195 m～230 m，煤柱與8309 面位置關系見圖1，8309面5309巷為矩形斷面，支護斷面示意圖見圖2。

圖1 上覆礦界煤柱與8309、8307面位置關系

圖2 8309面5309巷支護斷面示意

2 礦壓分析

由于上覆侏羅系采空區有遺留煤柱，這些煤柱未必完全破壞失去承載作用。倘使煤柱尚能發揮承載作用，侏羅系上覆巖層應力將通過侏羅系煤柱傳遞至侏羅系底板內。當位于侏羅系煤柱下方的石炭系煤層開采時，覆巖應力會沿著“侏羅系覆巖-侏羅系遺留煤柱-侏羅系底板巖層-石炭系區段煤柱與石炭系工作面推進方向前方煤體”，如圖3所示。這種荷載傳遞效應最終導致石炭系區段寬煤柱所護回采巷道圍巖變形大、頂板壓力大、工作面回風巷（回風巷一側一般為寬煤柱護巷）一側前方煤體壓力大。

圖3 重復采動煤柱荷載傳遞示意

綜合理論計算及實測知，上覆同家梁和白洞礦遺留侏羅系14＃層40 m 寬礦界煤柱對8309 面5309 巷的影響范圍為煤柱前后約55 m 范圍，見圖4。截至2019年4 月7 日，工作面尾采位1 901 m 時，5309 巷壓力顯現有增大趨勢，在礦界煤柱向下應力集中、工作面超前支承壓力、8307臨空煤柱側向殘余支承壓力等影響因素疊加作用下，5309巷的礦壓顯現將會繼續加劇。同忻礦8201 綜放工作面的開采條件與8309 面相似，其5201 巷與8202 面采空區相鄰，面間也是留設38 m 寬煤柱護巷，在過上覆礦界煤柱時，5201巷變形嚴重，頂底板移近量最大值達到2 m，兩幫最大1.5 m，且底鼓、片幫嚴重，嚴重影響生產，為預防8309 面在回采過程中巷道變形嚴重及頂板事故的出現，保證工作面安全回采，需要制定相應措施來保證安全。

圖4 上覆煤柱對C3-5#層影響范圍示意

3 技術方案制定

3.1 具體方案制定

為保障安全，預防8309工作面在過上覆礦界煤柱影響區域時出現巷道變形嚴重等問題，經過研究決定：5309 巷采位在1 922 m～2 072 m 的范圍綜合采取以下方案進行補強及卸壓，具體方案如下：

(1)頂板補強錨索采用一梁三錨布置方式，錨索為φ 21.8 mm，長10.3 m鋼絞線，吊掛4.8 m長11#礦用工字鋼梁，工字鋼梁兩端各支一根單體支柱。錨索間距1 600 mm，梁間距3 600 mm，單體柱距幫部100 mm。支護示意圖見圖5。

圖5 頂板補強示意

(2)將超前支護由原來的門式支架支護改為兩排木垛加單體柱支護。木垛使用200×200×1 000 ㎜和200×200×2 000 ㎜的方松木，沿巷道兩幫支設，木垛中心距3.5 m，兩幫邁步式支設。單體柱巷中支設呈三角形布置，頂梁1.2 m長鋼梁一梁兩柱；頂梁0.8 m長鋼梁一梁一柱，間距1.2 m；兩幫木垛間支設兩排單體柱，一梁三柱，頂梁1.2 m長鋼梁，靠煤柱側留有不小于0.8 m寬的人行道，示意圖見圖6。

圖6 超前支護示意

(3)5309 巷在采位1 922 m～2 072 m 段煤幫部施工卸壓鉆孔，鉆頭直徑108 mm，巷道平面圖如圖7所示。

圖7 巷道平面圖

5309 巷幫支護方案如圖8 所示，根據現場幫部變形情況，在巷道幫部支護空區域施工兩排卸壓鉆孔。鉆孔呈三花眼形式布置，鉆孔之間的水平距離1 000 mm，垂直距離為900 mm，參數如表1、2 所示，用砂漿或黃泥漿封孔300 mm。

圖8 5309巷幫卸壓孔布置

圖9 巷道斷面

表1 煤柱幫鉆孔參數表

表2 回采幫鉆孔參數表

3.2 其它作業工藝描述

為防止工作面推進至礦界煤柱影響段時巷道上方煤體由于破碎垮落影響正常通風，須對礦界煤柱影響段頂板進行超前固化處理，以提高其穩定條件。

具體固化方案為：在保證注漿施工不影響正常回采的前提下，注漿須采取超前預注漿方式進行，綜合考慮固煤效果、注漿施工進度與工作面推進速度等因素，注漿施工設計應超前工作面不小于200 m。根據同忻礦已有的工程實踐及破碎煤體加固施工經驗，煤柱加固可采用“永固S”煤巖體加固劑。

（1）5309巷加固范圍為采位1 922 m～2 072 m。如巷道其他范圍頂板煤體破碎需加固時也要進行加固。

（2）注漿施工在巷道頂板、采煤側肩角處進行，采用短段注漿方法。

頂板孔：1#孔施工在巷道煤柱側肩角處，深度為6 m～8 m，孔仰角30°～35°；2#孔施工在巷道頂板中部，深度6 m～8 m，孔仰角30°～35°。布孔方式見圖10。注漿孔間距為8 m，具體位置可依實際情況調整。

圖10 頂板注漿孔布置方式示意圖

具體布孔參數見表3。

表3 注漿固煤孔布置參數一覽表

注漿孔及孔口管：

利用φ 42鉆頭（φ 42或φ 40鋼釬）成孔，安裝孔口管，注漿孔采用“孔口管（φ 42×3 000）+裸孔”。孔口管使用φ 42 mm×4 mm 無縫鋼管。孔口管結構如圖11，考慮到煤體注漿孔為裸孔，為減小淺部煤體受力強度和防止竄漿，孔口管外端為30 mm長的絲頭，內段加工成魚鱗扣，增加注漿管與井壁及壁后圍巖間的摩阻力。

為使漿液固管的效果最佳，距孔口100 cm，在深注漿管周邊打設花孔以利竄漿。

圖11 孔口管結構示意圖

4 效果對比

經過現場實測，綜合采取以上方案后，5309 臨空巷的最大頂底和兩幫移近量較5201 沒有采取方案的臨空巷有了明顯改善，選取兩條巷道的各自變形最大的區段進行對比，發現5201 巷最大頂底板移近量為2 m，兩幫最大移近量為1.5 m；5309 巷最大頂底板移近量為0.8 m，兩幫最大移近量為0.7 m，見圖12。

圖12 最大頂底板移近量段對比圖

5 結論

（1）受上覆侏羅系采空區遺留煤柱的影響，侏羅系上方覆巖應力將通過侏羅系煤柱傳遞至侏羅系底板內。覆巖應力會沿著“侏羅系覆巖-侏羅系遺留煤柱-侏羅系底板巖層-石炭系區段煤柱與石炭系工作面推進方向前方煤體”進行傳遞，從而導致石炭系區段寬煤柱所護回采巷道圍巖變形大、頂板壓力大、工作面臨空巷道前方煤體壓力大。

（2）同忻礦上覆同家梁礦和白洞礦遺留侏羅系14＃層40 m 寬礦界煤柱對8309 綜放工作面的影響范圍為礦界煤柱前后約55 m范圍。為保證工作面安全回采，需要采取相應措施。

（3）通過采取綜合應對措施后，巷道變形得到有效控制，經現場觀測發現：在過煤柱段頂底板移近量最大0.8 m，兩幫移近量最大0.7 m，底鼓、片幫現象明顯減弱，效果良好，該方案可以保證安全生產并推廣。