朱 成 段 軍 孫智超 許哲揚(yáng) 耿亮亮

(1.內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)研究院，內(nèi)蒙古 包頭 014010；2.內(nèi)蒙古科技大學(xué)數(shù)理與生物工程學(xué)院，內(nèi)蒙古 包頭 014010；3.呼倫貝爾東明礦業(yè)有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 呼倫貝爾 021000)

軟弱巖層中近距離采空區(qū)煤柱下開采的實(shí)踐

朱 成1段 軍1孫智超2許哲揚(yáng)3耿亮亮1

(1.內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)研究院，內(nèi)蒙古 包頭 014010；2.內(nèi)蒙古科技大學(xué)數(shù)理與生物工程學(xué)院，內(nèi)蒙古 包頭 014010；3.呼倫貝爾東明礦業(yè)有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 呼倫貝爾 021000)

近距離采空區(qū)煤柱下長(zhǎng)壁回采將受到上煤層采空區(qū)遺留煤柱和本煤層工作面動(dòng)壓的共同影響。針對(duì)烏魯木齊某礦9#煤層頂?shù)装鍨檐泿r的特點(diǎn)，在分析圍巖破壞機(jī)理后，提出了梁、索協(xié)同支護(hù)+頂?shù)捉亲{錨桿加固+幫部錨桿組合支護(hù)+底板錨梁支護(hù)及全斷面鋪網(wǎng)的聯(lián)合支護(hù)方案，即實(shí)施巷道“頂?shù)讕驼w化”治理，通過在巷道中布置卸壓孔，有利于高應(yīng)力向巷道深部轉(zhuǎn)移，改善圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的應(yīng)力作用環(huán)境。實(shí)踐證明，采取上述措施有效解決了回采巷道的頂板破壞、煤壁片幫、底板鼓起等問題。在開采過程中采取的降低采高、調(diào)斜工作面、工作面加速通過煤柱的方法也使得工作面的生產(chǎn)條件得到了極大的改善，保證了工作面安全開采。

軟弱巖層 近距離煤層 地質(zhì)構(gòu)造 煤柱下開采 巷道支護(hù)

1 礦井概況

烏魯木齊某礦井田位于準(zhǔn)格爾盆地南緣、天山北麓之低山丘陵區(qū)，海拔高度1 005～1 025 m，地形平緩。礦區(qū)南北長(zhǎng)約2.8 km，東西寬1.9～3.0 km，井田面積7.6 km2，核定生產(chǎn)能力900 kt/a。井田內(nèi)共含煤10余層，符合開采條件煤層共有3層，分別為2#、8#及9#煤層，煤炭資源比較豐富。該礦現(xiàn)主采煤層為9#煤層，上覆8#煤層已采空，2煤層平均間距7.2m，屬近距離煤層。

如圖1所示，9#層1100工作面走向長(zhǎng)720 m，傾向長(zhǎng)115 m，煤厚3.05 m，傾角5°～8°，以走向長(zhǎng)壁全部垮落法開采，采用高檔普采。1110巷為回風(fēng)軌道巷，1120巷為進(jìn)風(fēng)膠帶巷，2巷均為沿煤層底板布置的矩形巷道，沿工作面推進(jìn)方向距平切眼389～407 m正上方為8#煤層采空區(qū)煤柱。該礦各煤層頂?shù)装宥酁樘抠|(zhì)泥質(zhì)膠結(jié)的粉砂巖，屬軟弱巖石，抗壓強(qiáng)度較小，煤層巖性柱狀圖見圖2。1110巷、1120巷原對(duì)頂板采取錨、梁、網(wǎng)加錨索進(jìn)行支護(hù)，兩幫采用錨桿支護(hù)。但支護(hù)效果并不理想，兩巷破壞嚴(yán)重，均發(fā)生了不同程度的漏頂、片幫及底鼓現(xiàn)象，其中底鼓現(xiàn)象最為嚴(yán)重，最大底鼓量達(dá)1 m以上。

圖1 1100工作面煤柱位置

圖2 煤層巖性柱狀圖

上述情況的發(fā)生不僅給工作面的正常生產(chǎn)、運(yùn)輸帶來困難，也對(duì)煤礦工人的人身安全構(gòu)成巨大威脅，因此必須采取有效的措施來治理上述問題。

2 圍巖破壞機(jī)理分析

(1)1100工作面采動(dòng)的影響。根據(jù)礦山壓力與巖層控制理論[1]，在工作面進(jìn)行開采以后，采空區(qū)上覆巖層重量將向周圍支承區(qū)轉(zhuǎn)移，在工作面前方、傾斜上下方及開切眼附近產(chǎn)生支承壓力峰值區(qū)，一般為原巖應(yīng)力γH(γ為上覆巖層平均容重，H為距地表深度)的1～3倍。

(2)8#煤層煤柱集中應(yīng)力的影響。煤柱所受集中應(yīng)力可用式(1)進(jìn)行計(jì)算[2]。在煤柱集中應(yīng)力的影響下，底板巖層應(yīng)力將重新分布，巷道距上煤層底板垂深越小，受煤柱集中應(yīng)力影響則越大。國(guó)內(nèi)相關(guān)文獻(xiàn)的研究表明[3]，當(dāng)上下煤層的層間距離小于30m時(shí)，下煤層開采必然會(huì)受到上覆采空區(qū)煤柱集中應(yīng)力的影響。

或

(1)

式中，P為煤柱平均應(yīng)力，MPa；q為采前煤層垂直應(yīng)力，MPa；R為采區(qū)面積回采率，

γ為上覆巖層平均容重，kg/m3；H為采深，m；B為采寬，m；Wp為煤柱寬度，m；L為煤柱長(zhǎng)度，m。

(3)煤柱集中應(yīng)力、自身采動(dòng)應(yīng)力以及上覆巖層的支承壓力出現(xiàn)疊加，形成復(fù)合疊加壓力。這是礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈的根本原因。

(4)所處圍巖環(huán)境。巷道圍巖為軟巖，巖體強(qiáng)度較低，遇水后軟化程度大幅度增加。在復(fù)合疊加壓力的影響之下，圍巖破壞區(qū)范圍增大，從而使得巖層在更大范圍內(nèi)與水相接觸，產(chǎn)生更為顯著的膨脹軟化，引起巷道的劇烈變形。

3 巷道支護(hù)方案及技術(shù)參數(shù)

支護(hù)方案選取原則主要包括兩個(gè)方面[4]：一是加強(qiáng)巷道的支護(hù)強(qiáng)度及支護(hù)剛度，提高巷道支護(hù)的承載能力，同時(shí)采用注漿錨桿對(duì)圍巖進(jìn)行加固，形成圍巖加固承載圈，充分發(fā)揮圍巖的自承能力，從而實(shí)現(xiàn)控制巷道變形的目的；二是在巷道中布置卸壓孔，將高應(yīng)力向巷道深部轉(zhuǎn)移，實(shí)現(xiàn)支護(hù)結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定。

3.1 巷道頂板的支護(hù)措施

頂板仍然采用原支護(hù)方案中錨、網(wǎng)、梁的支護(hù)方式，但考慮到巷道頂板較為破碎，將頂板中間和最外側(cè)的2根普通錨桿更換為注漿錨桿。普通錨桿規(guī)格為φ20 mm2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間排距800 mm900 mm，每個(gè)錨桿鉆孔放2塊Z2860樹脂藥卷，保證錨桿的錨固長(zhǎng)度不少于1.2 m，預(yù)緊力不低于45 kN。注漿錨桿采用φ25 mm2 400 mm的中空螺紋鋼錨桿，間排距1 600 mm1 800 mm，距巷幫300 mm，隔排布置，與巷道兩幫成25°角。錨索采用間距1 600 mm，排距1 800 mm的隔排布置方式，錨固方式為端錨。金屬網(wǎng)采用10#鐵絲進(jìn)行編制的菱形網(wǎng)，網(wǎng)格間距50 mm×50 mm。

3.2 巷道兩幫的支護(hù)措施

巷道兩幫在疊加支承壓力的作用下，發(fā)生了嚴(yán)重的片幫現(xiàn)象，局部地帶片幫深度甚至超過了600 mm，為有效控制片幫，采取錨網(wǎng)支護(hù)并布置卸壓孔的方式。在兩幫各布置4根錨桿，頂角錨桿與底角錨桿分別與巷道頂板及底板成25°角，除底角錨桿采用注漿錨桿外，其余各錨桿均為普通錨桿，錨桿間排距700 mm×900 mm。加設(shè)鋼筋梯，通過鋼筋梯將幫部4根錨桿聯(lián)接在一起，形成組合錨桿結(jié)構(gòu)，同時(shí)提高錨桿的預(yù)緊力，從而形成有效的主動(dòng)支護(hù)結(jié)構(gòu)，以控制兩幫移近、片幫。金屬網(wǎng)仍采用與頂板布置相同的金屬網(wǎng)。在巷道兩幫布置2排卸壓孔，孔徑45 mm，孔深2.5 m，排距900 mm。

3.3 巷道底板的的支護(hù)措施

對(duì)于兩巷的底板，主要采取底板錨、梁、網(wǎng)附加卸壓孔的支護(hù)方案。錨桿及金屬網(wǎng)仍采用與頂板使用同種規(guī)格的錨桿及金屬網(wǎng)，底梁采用3.2 m長(zhǎng)槽鋼制作。在條件允許時(shí)在巷道底板中部打幾排φ45 mm2 500 mm的卸壓孔，卸壓孔間排距150 mm150 mm。

3.4 頂?shù)讕驼w化支護(hù)

巷道幫部采用錨桿結(jié)合鋼筋梯的組合支護(hù)，底部采取底板錨梁網(wǎng)的支護(hù)方式，在此基礎(chǔ)上結(jié)合角部錨桿以及補(bǔ)全金屬網(wǎng)和鋼筋梯，使得巷道各部支護(hù)結(jié)構(gòu)形成整體聯(lián)合支護(hù)結(jié)構(gòu)，即“頂?shù)讕驼w化”支護(hù)，使巷道各部分變形相互協(xié)調(diào)，體現(xiàn)圍巖—支護(hù)結(jié)構(gòu)共同變形作用機(jī)理。

巷道錨固支護(hù)方案如圖3所示。

圖3 巷道錨固支護(hù)示意

4 開采過程中所采取措施

鑒于工作面才是煤炭生產(chǎn)的直接場(chǎng)所，所以在近距離煤柱下開采的條件下，僅對(duì)回采巷道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)是遠(yuǎn)遠(yuǎn)不夠的，還需在開采過程中采取一系列措施以減小工作面頂板的破壞程度，以避免工作面頂板切頂?shù)仁鹿实陌l(fā)生，采取的具體方法如下[5]：

(1)調(diào)整采高。在工作面推進(jìn)到距離煤柱邊緣約10 m左右時(shí)，將采高逐步由3.0 m降至2.4 m，這樣煤柱邊緣的煤皮厚度保持在0.6 m左右，而且必須是全工作面留住頂煤。工作面全部推出煤柱后，將采高逐步由2.4 m增加到原采高3.0 m。經(jīng)實(shí)際觀測(cè)，采用降低采高的方法后，在推進(jìn)到煤柱下開采時(shí)，工作面頂板破裂程度有很大改觀。

(2)調(diào)斜工作面開采。工作面在推進(jìn)或推出煤柱時(shí)，端面頂板屬于卸載區(qū)，是片幫、漏頂、冒矸的易發(fā)段。因此，在調(diào)斜工作面以后，可以將工作面片幫、漏頂、冒矸的易發(fā)段控制在一個(gè)較小的范圍之內(nèi)，以避免全工作面處于易發(fā)段，同時(shí)對(duì)于加快煤柱下工作面的推進(jìn)速度也有很大幫助，使工作面較順利推進(jìn)或推出煤柱。

(3)快速通過煤柱下的開采區(qū)域。對(duì)于在煤柱下開采的客觀實(shí)際情況，1110巷、1120巷及采煤工作面必然會(huì)受到較大的礦山壓力的影響。根據(jù)國(guó)內(nèi)相關(guān)文獻(xiàn)資料研究成果，當(dāng)工作面推進(jìn)到煤柱下開采時(shí)，適當(dāng)加快工作面的推進(jìn)速度，對(duì)于正常開采是十分有利的。

5 支護(hù)效果觀測(cè)

將煤幫金屬網(wǎng)與底板錨梁網(wǎng)相連后，可以達(dá)到對(duì)巷道整體化治理的目的，可以有效地控制巷道底鼓及兩幫內(nèi)擠，使整個(gè)巷道圍巖變形比較協(xié)調(diào)，經(jīng)過1 a的圍巖變形觀測(cè)，巷道的頂板下沉量少于120 mm，兩幫移近量不超過700 mm，底鼓情況也有很大改觀，可見巷道采用“整體化支護(hù)”之后取得了良好的效果。

6 結(jié) 論

鑒于1100工作面及兩巷的破壞特點(diǎn)，對(duì)兩巷圍巖破壞機(jī)理進(jìn)行了分析，提出了巷道支護(hù)的“頂?shù)讕鸵惑w化”措施，同時(shí)在工作面推進(jìn)到煤柱附近開采時(shí)也采取了一些通過煤柱的技術(shù)措施，成功地解決了在近距離采空區(qū)煤柱下開采軟巖巷道的支護(hù)問題，保證了采煤工作的順利進(jìn)行，取得了較好的經(jīng)濟(jì)技術(shù)效果。

(1)在布置回采巷道時(shí)要合理選擇回采巷道位置，盡可能避免在煤柱下布置及避開軟弱巖層。

(2)要采用剛?cè)岵?jì)的整體化支護(hù)結(jié)構(gòu)，軟巖巷道具有大變形及流變性的特點(diǎn)，支護(hù)結(jié)構(gòu)應(yīng)與圍巖變形協(xié)調(diào)，以提高圍巖的自承能力為目的。

(3)通過在巷道兩幫及底板布置卸壓孔，利于高應(yīng)力向圍巖深部轉(zhuǎn)移，改善了巷道與支護(hù)結(jié)構(gòu)的作用環(huán)境，維護(hù)了支護(hù)結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定，且該方法經(jīng)濟(jì)實(shí)用。

(4)在實(shí)際生產(chǎn)中雖然采取一系列措施加強(qiáng)巷道的支護(hù)強(qiáng)度，但一定要重視讓巷道的圍巖有一定的變形空間，否則將達(dá)不到理想的支護(hù)效果。

(5)錨桿支護(hù)是軟巖巷道最有效的支護(hù)方式，但單根錨桿的作用范圍是有限的，可通過鋼筋梯將錨桿聯(lián)合起來，形成組合錨桿結(jié)構(gòu)，發(fā)揮出更大作用。

[1] 錢鳴高，石平五，許家林．礦山壓力與巖層控制[M]．徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，2010：110-119． Qian Minggao，Shi Pingwu，Xu Jialin．Mining Pressure and Strata Control[M]．Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2010：110-119．

[2] 吳士良，秦樂堯．刀柱采煤法采空區(qū)下長(zhǎng)壁采場(chǎng)頂板控制研究[J]．山東科技大學(xué)學(xué)報(bào)：自然科學(xué)版，2000，19(4)：102-104. Wu Shiliang，Qin Leyao．Study on longwall face roof control beneath the gob area mined with pillar supporting method[J]．Journal of Shandong University of Science and Technology：Natural Science，2000，19(4)：102-104.

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[4] 王慶照，林雪禮，井緒文，等．二次采動(dòng)煤巷破壞機(jī)理及控制技術(shù)[J]．金屬礦山，2009(S)：649-652． Wang Qingzhao，Lin Xueli，Jing Xuwen，et al．Secondary mining roadway damage mechanism and control technology[J]．Metal Mine，2009(S)：649-652．

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(責(zé)任編輯 石海林)

Practice of Mining Under Pillars in Close-distance Mined-out Area in Soft Rock Layer

Zhu Cheng1Duan Jun1Sun Zhichao2Xu Zheyang3Geng Liangliang1

(1.MiningResearchInstitute，InnerMongoliaUniversityofScienceandTechnology，Baotou014010，China；2.SchoolofMathematics，PhysicsandBiologicalEngineering，InnerMongoliaUniversityofScienceandTechnology,Baotou014010，China；3.HulunbeierDongmingMiningCo.，Ltd.，Hulunbeier021000，China)

Longwall mining under coal pillars in close-distance goaf will be influenced by the remained coal pillars at upper coal seam and the dynamic pressure of the coal face.In view of the characteristics that the roof and floor of No.9 coal seam of some coal mine in Urumqi are soft，the jointed support scheme of collaborative support of beam and cable + grouting reinforcement of top and bottom corners，side-wall bolting + bottom anchor and beam support+ full-section net is proposed after analyzing the failure mechanism of surrounding rocks，namely the integrated treatment of roof，floor and side-wall.Arranging the pressure-relief hole in the roadway is conducive to transfer high stress into the deep tunnel and improve the stress condition of surrounding rocks and support structures.The practice has proved that these measures effectively solved the issues such as roof damage in mining roadway，coal wall spalling and floor heaving etc..Approaches adopted in mining process，including reducing mining height，inclining working face，accelerating working face through coal pillars greatly improved the production conditions in working face，and ensured the mining safety.

Soft rock layer，Close-distance seams，Geological structure，Mining under pillar，Roadway supporting

2014-11-25

朱 成(1990—)，男，碩士研究生。通訊作者 段 軍(1962—)，男，教授，博士，碩士研究生導(dǎo)師。

TD823

A

1001-1250(2015)-03-076-04