同忻礦8102 工作面礦壓顯現問題綜合治理

孫 邈 張駿義

（晉能控股煤業集團同忻煤礦，山西 大同 037001）

同忻礦8102 工作面是一個典型的孤島工作面，由于缺乏周圍煤體支撐，現在面臨的主要問題是礦壓顯現嚴重，且所在煤層屬于特厚煤層，需要用到放頂煤開采工藝，上覆巖層和煤層整體性會被嚴重破壞。若按照常規支護措施，必然無法保證工作面兩巷的安全穩定，支護返修費用也會急劇增大。對此，針對礦壓問題實施綜合治理。

1 工程概況

同忻礦隸屬于山西同煤集團，礦井生產能力達到1000 萬t/a，其中8102 工作面設計走向長度1 516.5 m，傾斜長度251 m，煤層平均厚度18.08 m，機采高度3.9 m，頂煤厚度14.18 m，采放比為1:3.6，煤層平均傾角1°。8102工作面四周基本情況如圖1，由平面圖可知該工作面形成了一個孤島。

圖1 8102 工作面平面示意圖

2 工作面兩巷礦壓治理方案設計

為了保證8102 工作面能夠順利開采，需要確保2102 運煤巷和5102 通風巷通暢，而兩巷的上覆煤柱承擔了大部分壓力，設計在兩巷采用“卸壓+補強支護”的礦壓治理方案[1]。

2.1 兩巷卸壓方案設計

2.1.1 兩巷采煤側卸壓孔間距設計

為確定最佳卸壓孔間距，共設計五種方案進行比較，分別為150 mm、200 mm、250 mm、300 mm、400 mm。以巷道內單體支柱所受壓力作為卸壓效果的衡量標準，具體擬合曲線如圖2。

由圖2 可知：（1）隨著距離工作面越來越大，單體支柱壓力呈極速增長趨勢，尤其是0～60 m 的距離內，超過60 m 后基本呈水平狀態，單柱壓力不再發生變化。（2）在距工作面同一距離上，鉆孔間距越小，單柱壓力越小，其中間距400 mm 時，單柱最大壓力保持在43 MPa，間距150 mm 時，最大壓力為37 MPa，差距顯著。

圖2 不同卸壓孔間距下單體支柱壓力變化曲線

從卸壓效果來看，鉆孔間距越小越好，但是施工成本和耗時也會成倍增加，因此本項目結合工作面巷道實際情況考慮，設計卸壓孔間距為200 mm。分別在兩巷采煤幫第二排支護和第二排、第三排支護之間設計兩排，鉆孔呈三花眼形式布置，詳細參數見表1，用黃泥漿封孔2000 mm[2]。

表1 兩巷采煤幫卸壓孔參數設計

2.1.2 兩巷底板設計卸壓槽

為了確定卸壓槽的最佳參數以及檢驗其治理效果，利用FLAC3D技術對兩巷底鼓量進行模擬。共設計4 種卸壓槽寬度（0.4 m、0.6 m、0.8 m、1.0 m）和5 種深度（0.6 m、0.8 m、1.0 m、1.2 m、1.4 m），共計20 種組合方案。為滿足運煤皮帶安裝要求，設計卸壓槽中心距離煤柱側幫1000 mm。

經過模擬得出結論：相對于寬度來說，深度這個參數對卸壓槽效果影響更大，深度越大，底鼓量越小。當深度達到1.4 m 時，無論何種寬度下，巷道底鼓量均未超過200 mm。但考慮到施工量，本項目最終確定卸壓槽寬度為0.6 m，深度為1.0 m。在該參數組合下，底鼓量能控制在250 mm 以下，滿足正常生產需要[3-4]。

2.2 兩巷超前支護補強方案設計

因為臨空巷道超前支護距離不得低于100 m，同忻礦將超前支護范圍確定為200 m，而且分別對普通超前段和影響超前段進行了不同設計，具體如下：

2.2.1 普通超前段補強支護

針對普通影響區超前段補強采用三排單體柱支設，單體柱型號DWX45-150/110，采用“一梁一柱”。每根單體配0.8 m 長花邊梁（在有工字鋼區域，可直接支設在工字鋼下），防墜裝置用8#鉛絲與頂網和單體柱捆綁牢固，防倒裝置采用2 分鋼絲繩將每排單體柱連接牢固。具體間排距如圖3[5]。

圖3 2102 巷煤柱普通超前段單體補強支護方案（mm）

2.2.2 影響超前段補強支護

針對影響超前段補強支護，采用“單個單體柱和叢柱”相結合形式，其中單柱支設形式同上，不再闡述。叢柱采用DWX45-150/110 單體柱配1.2 m花梁進行超前支設，防墜和防倒裝置同上。為了防止單體柱彈射，通過幫部錨索再配備鎖具和托盤，利用2 分鋼絲繩對叢柱和單體柱與幫部錨索進行捆綁。具體支護間距如圖4。

圖4 2102 巷煤柱影響超前段單體補強支護方案（mm）

3 工作面礦壓治理方案設計

8102 工作面頂板以多層厚硬砂巖為主，在回采過程中上覆堅硬巖層垮落步距大，礦壓顯現更劇烈，強礦壓導致的動力現象嚴重。為降低強礦壓給孤島面帶來的安全風險，設計采用以下措施：

3.1 增加液壓支架支護阻力

鑒于8102 面特殊的礦壓條件，原有的支護阻力15 000 kN 液壓支架已不適用于8102 面非對稱長臂T 型覆巖結構，需增大液壓支架支護阻力。為此，該礦聯合河南理工大學科研團隊進行試驗及現場研究，最終確定8102面中間支架型號為ZF21000/27.5/42， 過渡支架型號ZFG21000/27.5/42H， 端頭支架型號ZTZ30000/30/42。根據工作面長度，共需要中間支架139 個，過渡支架7 個，端頭架1 個。

3.2 工作面切眼水壓致裂

初次來壓具有來壓步距大、猛烈、破壞性強等特點，為了降低其強度，緩解礦壓集中現象對巷道的破壞，設計在8102 切眼處布置鉆孔注入高壓水，預先破壞頂板結構，以此來減小初次來壓影響，保證初采期間安全生產[6-7]，具體操作方案如下：

從切眼頭端至尾端，共計布置11 組注水鉆孔，每組間距設計為20 m，每組3 個鉆孔（采煤側2 個，煤柱側1 個），并確定鉆孔終孔在煤層上方30.47 m 處的粗砂巖層內。鉆孔具體參數如圖5。

圖5 切眼水壓鉆孔布置圖（m）

4 治理效果分析

通過上述多種措施的綜合治理，同忻礦8102工作面的礦壓問題取得了較好的治理效果，巷道基本能夠保證尺寸完整。從巷道支護完成開始，連續15 d 對巷道圍巖移近量進行觀測，描繪位移曲線，除去個別圍巖破碎地段，巷道圍巖總位移量均能夠控制在25 cm 以內，完全滿足日常生產需要，其中兩幫移近量略大于頂底板，如圖6。

圖6 巷道圍巖移近量曲線圖

5 結語

通過對8102 工作面礦壓問題通過多種手段綜合治理，參照沒有采取措施的類似巷道：兩幫圍巖移近量由40 cm 以上下降至了25cm 以下，頂板下沉量由30 cm 下降至了15 cm 以下，降幅均能減小一半左右。但在回采過程中依然遇到過這一問題：在回采至1200 m 時，受臨空壓力、采動壓力及上覆采煤區煤柱壓力三重影響，5102 尾巷超前100 m范圍內礦壓顯現明顯，變形嚴重（斷面大小由3.7 m×5 m 變為2.1 m×2.2 m），超前30 m 范圍，尾巷變形最為嚴重，壁口最小處僅為60 cm×70 cm。直接造成工作面尾部到尾巷超前100 m 范圍出現高瓦斯、低氧、高溫現象，行人不暢通，嚴重影響安全生產。究其原因，還是在尾巷變形初期，未加強對該巷的治理，導致問題加重。由此可見，礦壓治理不僅需要采取各種補強和卸壓措施，更需要管理者給予更多重視，一旦出現問題，應盡快采取措施，避免問題擴大。