突出礦井中二次動壓巷道煤柱留設合理寬度及支護技術研究

閆彥光

(山西煤炭進出口集團有限公司宏遠煤礦，山西 晉中 032600)

1 礦井概況

宏遠礦作為煤與瓦斯突出礦井，所采15號煤層為不易自燃煤層，煤塵具有爆炸危險性。礦井15號煤層穩定，厚度較大(2.08 m～5.46 m，平均4.28 m)，結構簡單，為本區主要可采煤層，但隨著開采深度的增加，礦井內煤層瓦斯含量越來越高，瓦斯涌出量也隨之增高，在采煤工作面的布置中，順槽巷道在掘進過程中受到瓦斯的嚴重影響，很大程度上制約著礦井的采掘銜接平衡，所以，選擇合理的煤柱寬度，將沿空掘巷布置在受礦山壓力范圍最小，同時又能由礦山壓力的作用使瓦斯得到充分釋放顯得尤為重要[1-2]。

原礦井設計中工作面區段保護煤柱寬度為20 m，不但造成煤炭資源的極大浪費，采區回采率降低，而且在采空區相鄰綜采工作面布置順槽巷道時，由于采空區殘余支承壓力，本工作面超前和側向支承壓力作用相互疊加，巷道圍巖應力急劇增高，引起圍巖應力又一次重新分布，塑性區進一步擴大，應力的反復擾動使圍巖比僅受一次采動影響而變形更加激烈，造成該掘進巷道頂板壓力較大，支護困難，后期巷道變形嚴重，給本工作面回采順槽巷道帶來維護工作量大、費用高的難題，更給礦井安全高效帶來安全隱患。結合150203綜采工作面地質條件，通過理論和實踐手段分析沿空掘巷巷道隨著工作面的不斷向前推進，工作面形成的超前和側向支承壓力的分布規律對煤柱內煤體變形破壞的影響范圍，從而需要對沿空掘巷護巷煤柱的合理寬度進行分析研究[3-4]。

2 煤柱寬度理論計算

根據沿空掘巷護巷煤柱保持穩定的力學條件分析可知，當煤柱隨綜采工作面推進頂板受到不斷擠壓時，煤柱兩側會產生一定程度的塑性變形，而煤柱中間會形成一定范圍的彈性核區。巷道保護煤柱的水平寬度計算見式(1)。

(1)

式中：S1為巷道保護煤柱的水平寬度，m；H為巷道的最大垂深，m；M為煤層厚度，m；f為煤的強度系數。

經計算，工作面巷道煤柱取22 m。

3 煤柱寬度實踐結論

在實際沿空掘巷過程中，當煤柱取22 m時，巷道處于相鄰采空區殘余支承壓力和本綜采工作面支承壓力相互疊加的峰值范圍內，礦山壓力較大，煤柱受到的變形破壞嚴重，原永久支護中錨索和錨桿一定程度上出現拉斷、托盤嚴重變形的情況，導致后期巷道變形比較嚴重，維護成本較高，同時回采工作面的原巖應力重新分布作用達不到掘進巷道煤柱煤體或是作用范圍較小，對煤柱煤體起不到有效的裂隙變形作用，特別是對宏遠煤業低透氣性高瓦斯煤層群瓦斯中附著狀態的瓦斯不能有效地進行解析，瓦斯狀態的游離轉化效果不好，不利于煤體中瓦斯的擾動釋放，導致掘進巷道時受到瓦斯的嚴重制約，不但嚴重影響煤巷掘進速度，也是礦井安全生產的主要隱患，所以理論計算受到巷道直接頂、基本頂厚度、上覆巖層變化和礦山壓力等影響，理論計算值與實際存在較大出入，為此將沿空掘巷煤柱分別設置為15 m、10 m、7 m、5 m，并加強7 m和5 m小煤柱時沿空掘巷的頂幫支護，最大程度上保持巷道圍巖穩定，最后通過巷道頂板錨索測力計、頂底板位移量和兩幫變形量的實際觀察數據進行實踐驗證，得出了煤柱不同區域的具體數值,確定了合理的煤柱留設寬度為7 m。

1) 煤柱寬度為7 m和5 m時，150203回風順槽沿空掘巷巷道支護設計。

頂部：打設6根Ф20 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距距800 mm×800 mm，中間打設2根Ф17.8 mm×11 300 mm錨索，間排距1 000 mm×800 mm。

幫部：采煤幫打設4根Ф18 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm；煤柱幫交叉打設2根Ф17.8 mm×4 000 mm錨索+2根Φ20 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm。

菱形網：采用Φ3.4 mm鍍鋅鐵絲編制，網格為50 mm×50 mm，網片搭接100 mm。采用“三花”式綁扎，間距100 mm。

鋼帶：頂板使用Φ16 mm×4.2 m長的六孔鋼筋梯子梁，兩幫使用Φ12 mm×2.6 m四孔鋼筋梯子梁。

托盤：錨桿托盤使用200 mm(長)×200 mm(寬)×10 mm(厚)的鋼托盤，錨索托盤用L=350 mm槽鋼+150 mm(長)×100 mm(寬)×12 mm(厚)鋼板 + 鎖具。

錨固劑：頂板錨桿每孔使用一支ck2360樹脂錨固劑，幫錨桿每孔使用一支k2360樹脂錨固劑，11 300 mm錨索每孔采用一支ck2360和兩支 k2360樹脂錨固劑，4 000 mm錨索每孔采用一支ck2360和一支 k2360樹脂錨固劑。

150203回風順槽沿空掘巷巷道支護設計圖如圖1。

圖1 150203回風順槽沿空掘巷巷道支護斷面圖(mm)

2) 當煤柱寬度為15 m、10 m、7 m和5 m時，150203回風順槽沿空掘巷巷道分別通過頂板錨索測力計、頂底板位移量實際監測巷道變形量數據曲線(見第90頁圖2～圖4及第91頁圖5)。

a) 從沿空掘進巷道實踐數據可以得出，當留設煤柱為15 m時，頂板位移量最大達到192 mm，頂板錨索受壓最大達到43 MPa，巷道處 于相鄰采空區殘余支承壓力和采煤工作面支承壓力峰值范圍，引起巷道煤幫和支護體受到的礦山壓力較大，頂底板位移量較大，巷道圍巖表現出激烈變形，永久支護受到很大程度的破壞，穩定性較差；

b) 當留設煤柱為10 m時，頂底板位移量最大達到183 mm，頂板錨索受壓最大達到36 MPa；巷道受到相鄰采空區殘余支承壓力和采煤工作面支承壓力影響較大，巷道局部變形嚴重，永久支護中部分錨索受到破壞性作用。

圖2 15 m煤柱時頂底板位移變化及錨索測力計情況

圖3 10 m煤柱時頂底板位移變化及錨索測力計情況

圖4 7 m煤柱時頂底板位移變化及錨索測力計情況

c) 當留設煤柱為7 m時，頂底板位移量最大僅為120 mm，頂板錨索受壓最大為23 MPa，巷道受到相鄰采空區殘余支承壓力和采煤工作面支承壓力影響最小，頂底板位移量較小，巷道基本不變形，整體穩定性較好；

d) 當留設煤柱為5 m時，頂底板位移量最大達到265 mm，頂板錨索受壓最大達到51 MPa，巷道受到的相鄰采空區殘余支承壓力和采煤工作面支承壓力最大，永久支護中部分錨索錨桿支護強度已超設計值，基本失去支護效果，同時頂底板位移較大，巷道變形嚴重。

圖5 5 m煤柱式頂底板位移變化及錨索測力計情況

4 結語

由上述結論得出，當煤柱為7 m時，沿空掘巷處于相鄰采空區殘余支承壓力和采煤工作面支承壓力的較低值區間，巷道穩定性好，基本不變形，而此時礦壓對煤體的作用，恰好使得巷道周邊向煤體擴展形成一定范圍的塑形變形區，能夠很好地把附著狀態的瓦斯轉變為游離狀態，使瓦斯更好的解析、釋放，所以在煤巷實際掘進過程中幾乎不受瓦斯的影響和制約，煤巷單進水平由原來的60 m/月大幅提高到200 m/月，大大加快了掘進速度，縮短了工作面布置形成時間，也降低了瓦斯對安全生產的極大隱患，對煤與瓦斯突出礦井本就緊張的采掘銜接平衡起到了至關重要的作用，另外，也進一步提高了礦井原煤的回收率，減少了資源浪費，達到多贏的良好效果和作用。