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(shí)礦壓顯現(xiàn)劇烈[3]，如臨空巷道遇到特殊地質(zhì)構(gòu)造時(shí)礦壓顯現(xiàn)更是難以控制[4]，對(duì)其礦壓規(guī)律變化情況的研究及控制方法的探討尤為重要，本文針對(duì)大采高綜放開采時(shí)臨空巷道在過上覆礦界煤柱影響段時(shí)的巷道圍巖變形情況進(jìn)行觀測和分析，在此基礎(chǔ)上提出了有效的綜合性控制方案，為類似條件的生產(chǎn)礦井處理類似難題提供了一定的依據(jù)。

1 工程背景

同煤集團(tuán)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(jī)械化低位放頂煤開采的采煤方法，機(jī)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(shí)，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(jī)，前、后刮板運(yùn)輸機(jī)分別采用采用JOY 公司的42×1000×268AFC 型和42×1250×268AFC 型刮板運(yùn)輸機(jī)。工作面共118 架支架，中部支架的架型為四柱支撐掩護(hù)式正四連桿低位放頂煤支架，型號(hào)為ZF15000/27.5/42，數(shù)量為108 架；過渡支架為ZFG13000/27.5/42H 型正四連桿過渡支架，數(shù)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(qū)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(guān)系見圖1，8309面5309巷為矩形斷面，支護(hù)斷面示意圖見圖2。

圖1 上覆礦界煤柱與8309、8307面位置關(guān)系

圖2 8309面5309巷支護(hù)斷面示意

2 礦壓分析

由于上覆侏羅系采空區(qū)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(fā)揮承載作用，侏羅系上覆巖層應(yīng)力將通過侏羅系煤柱傳遞至侏羅系底板內(nèi)。當(dāng)位于侏羅系煤柱下方的石炭系煤層開采時(shí)，覆巖應(yīng)力會(huì)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(qū)段煤柱與石炭系工作面推進(jìn)方向前方煤體”，如圖3所示。這種荷載傳遞效應(yīng)最終導(dǎo)致石炭系區(qū)段寬煤柱所護(hù)回采巷道圍巖變形大、頂板壓力大、工作面回風(fēng)巷（回風(fēng)巷一側(cè)一般為寬煤柱護(hù)巷）一側(cè)前方煤體壓力大。

圖3 重復(fù)采動(dòng)煤柱荷載傳遞示意

綜合理論計(jì)算及實(shí)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(duì)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(shí)，5309 巷壓力顯現(xiàn)有增大趨勢，在礦界煤柱向下應(yīng)力集中、工作面超前支承壓力、8307臨空煤柱側(cè)向殘余支承壓力等影響因素疊加作用下，5309巷的礦壓顯現(xiàn)將會(huì)繼續(xù)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(qū)相鄰，面間也是留設(shè)38 m 寬煤柱護(hù)巷，在過上覆礦界煤柱時(shí)，5201巷變形嚴(yán)重，頂?shù)装逡平孔畲笾颠_(dá)到2 m，兩幫最大1.5 m，且底鼓、片幫嚴(yán)重，嚴(yán)重影響生產(chǎn)，為預(yù)防8309 面在回采過程中巷道變形嚴(yán)重及頂板事故的出現(xiàn)，保證工作面安全回采，需要制定相應(yīng)措施來保證安全。

圖4 上覆煤柱對(duì)C3-5#層影響范圍示意

3 技術(shù)方案制定

3.1 具體方案制定

為保障安全，預(yù)防8309工作面在過上覆礦界煤柱影響區(qū)域時(shí)出現(xiàn)巷道變形嚴(yán)重等問題，經(jīng)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(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)及卸壓，具體方案如下：

(1)頂板補(bǔ)強(qiáng)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(hù)示意圖見圖5。

圖5 頂板補(bǔ)強(qiáng)示意

(2)將超前支護(hù)由原來的門式支架支護(hù)改為兩排木垛加單體柱支護(hù)。木垛使用200×200×1 000 ㎜和200×200×2 000 ㎜的方松木，沿巷道兩幫支設(shè)，木垛中心距3.5 m，兩幫邁步式支設(shè)。單體柱巷中支設(shè)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(shè)兩排單體柱，一梁三柱，頂梁1.2 m長鋼梁，靠煤柱側(cè)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(hù)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(hù)方案如圖8 所示，根據(jù)現(xiàn)場幫部變形情況，在巷道幫部支護(hù)空區(qū)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(shù)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(shù)表

表2 回采幫鉆孔參數(shù)表

3.2 其它作業(yè)工藝描述

為防止工作面推進(jìn)至礦界煤柱影響段時(shí)巷道上方煤體由于破碎垮落影響正常通風(fēng)，須對(duì)礦界煤柱影響段頂板進(jìn)行超前固化處理，以提高其穩(wěn)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(yù)注漿方式進(jìn)行，綜合考慮固煤效果、注漿施工進(jìn)度與工作面推進(jìn)速度等因素，注漿施工設(shè)計(jì)應(yīng)超前工作面不小于200 m。根據(jù)同忻礦已有的工程實(shí)踐及破碎煤體加固施工經(jīng)驗(yàn)，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(shí)也要進(jìn)行加固。

（2）注漿施工在巷道頂板、采煤側(cè)肩角處進(jìn)行，采用短段注漿方法。

頂板孔：1#孔施工在巷道煤柱側(cè)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(shí)際情況調(diào)整。

圖10 頂板注漿孔布置方式示意圖

具體布孔參數(shù)見表3。

表3 注漿固煤孔布置參數(shù)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”?？卓诠苁褂忙?42 mm×4 mm 無縫鋼管?？卓诠芙Y(jié)構(gòu)如圖11，考慮到煤體注漿孔為裸孔，為減小淺部煤體受力強(qiáng)度和防止竄漿，孔口管外端為30 mm長的絲頭，內(nèi)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?jié){液固管的效果最佳，距孔口100 cm，在深注漿管周邊打設(shè)花孔以利竄漿。

圖11 孔口管結(jié)構(gòu)示意圖

4 效果對(duì)比

經(jīng)過現(xiàn)場實(shí)測，綜合采取以上方案后，5309 臨空巷的最大頂?shù)缀蛢蓭鸵平枯^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(qū)段進(jìn)行對(duì)比，發(fā)現(xiàn)5201 巷最大頂?shù)装逡平繛? m，兩幫最大移近量為1.5 m；5309 巷最大頂?shù)装逡平繛?.8 m，兩幫最大移近量為0.7 m，見圖12。

圖12 最大頂?shù)装逡平慷螌?duì)比圖

5 結(jié)論

（1）受上覆侏羅系采空區(qū)遺留煤柱的影響，侏羅系上方覆巖應(yīng)力將通過侏羅系煤柱傳遞至侏羅系底板內(nèi)。覆巖應(yīng)力會(huì)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(qū)段煤柱與石炭系工作面推進(jìn)方向前方煤體”進(jìn)行傳遞，從而導(dǎo)致石炭系區(qū)段寬煤柱所護(hù)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(duì)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(yīng)措施。

（3）通過采取綜合應(yīng)對(duì)措施后，巷道變形得到有效控制，經(jīng)現(xiàn)場觀測發(fā)現(xiàn)：在過煤柱段頂?shù)装逡平孔畲?.8 m，兩幫移近量最大0.7 m，底鼓、片幫現(xiàn)象明顯減弱，效果良好，該方案可以保證安全生產(chǎn)并推廣。