張凱華

(山西大平煤業(yè)有限公司)

近年來，我國煤炭開采強度不斷增大，開采深度不斷加深，應(yīng)力環(huán)境日趨復(fù)雜，沖擊地壓顯現(xiàn)頻繁，對安全生產(chǎn)構(gòu)成了巨大威脅[1-3]。部分礦區(qū)在工作面回采期間，回風(fēng)順槽煤柱側(cè)發(fā)生多次沖擊顯現(xiàn)，造成巷道嚴重底鼓、煤體涌出等[4-5]。已有研究表明，回采過程中寬度為15～30 m的護巷煤柱，受上覆巖層作用形成應(yīng)力疊加并儲存大量的彈性能，在動態(tài)擾動作用下極易誘發(fā)沖擊地壓[6-7]。因此，提出采用小煤柱護巷，使煤體高應(yīng)力區(qū)域向?qū)嶓w煤一側(cè)轉(zhuǎn)移，實現(xiàn)深部厚沖擊煤層的沖擊地壓防治。

本研究以長治某礦3111工作面為背景，通過理論分析、現(xiàn)場實測等手段，確定了回采工作面護巷小煤柱的合理尺寸，提出了回采巷道的卸支一體化方案，并通過現(xiàn)場監(jiān)測對巷道圍巖的控制效果進行了分析。

1 工程概況

3111工作面位于一采區(qū)北翼中部，如圖1所示，其東部為3109工作面采空區(qū)，西部為實體煤區(qū)域，南部至三盤區(qū)大巷保護煤柱為界，北部為實炭區(qū)。工作面主采3-1煤層，平均埋深480～530 m，平均煤層厚度5.56 m，煤層傾角0～3°，平均1.5°。工作面切眼及兩順槽均采用錨網(wǎng)索支護，工作面直接頂為平均厚度8.12 m的砂質(zhì)泥巖，上覆厚度為10.69 m與31.03 m的細粒砂巖與中粒砂巖，全部垮落法管理頂板。

圖1 3111工作面巷道布置

2 小煤柱合理尺寸確定

2.1 煤柱合理寬度理論計算

工作面區(qū)段煤柱寬度直接影響煤柱體的應(yīng)力環(huán)境及巷道圍巖的穩(wěn)定性，進而決定巷道的礦壓顯現(xiàn)程度。小煤柱護巷的基本原則是將巷道布置在側(cè)向應(yīng)力降低區(qū)域，避免煤柱體的應(yīng)力集中，有利于巷道圍巖的穩(wěn)定，降低了煤柱體的沖擊危險性。3111工作面煤柱寬度計算見圖2、式(1)和式(2)[8]。

圖2 煤柱寬度計算

S=l1+l2+l3，

(1)

(2)

式(1)中，l1為基于極限平衡理論的上工作面回采后的周圍煤體塑性區(qū)寬度，m；l2是小煤柱支護體的有效支護長度，取2.8 m；l3是小煤柱的安全系數(shù)，一般按(0.15～0.35)(l1+l2)計算。式(2)中，λ為側(cè)壓系數(shù)，由式λ=μ(1-μ)計算得λ為0.187 5；K為工作面回采引起的應(yīng)力集中系數(shù)，根據(jù)現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果取2.75；γ為上覆巖層的平均容重，取2.5 kN/m3；H為工作面開采深度，取505 m；M為工作面一次采出煤層厚度，取5.56 m；C0為煤巖體本身的層理面等交界面的黏聚力，經(jīng)實驗室測試后，取8 MPa；φ0為煤巖體本身的層理面等交界面的內(nèi)摩擦角，經(jīng)實驗室測試后，取27°。

將以上參數(shù)代入公式，得l1=1.19 m，l2=2.80 m，l3=0.60～1.40 m，經(jīng)理論計算得小煤柱寬度為4.59～5.39 m。

2.2 煤柱應(yīng)力現(xiàn)場實測

為了掌握工作面回采后周圍煤體應(yīng)力的變化情況，在該礦3111工作面回風(fēng)順槽區(qū)段煤柱安裝9個鉆孔應(yīng)力計，如圖3所示。各測點安裝深度4～23 m，間距2 m，距底板高度1.5 m。

圖3 煤柱應(yīng)力監(jiān)測布置方案

分析煤柱應(yīng)力監(jiān)測數(shù)據(jù)，得到上工作面回采后煤柱側(cè)向應(yīng)力分布曲線，如圖4所示。由圖4可知，煤柱距回風(fēng)順槽一側(cè)0～4.2 m范圍內(nèi)，垂直應(yīng)力小于原巖應(yīng)力，屬于應(yīng)力降低區(qū)，該范圍內(nèi)的煤體發(fā)生塑性破壞；煤柱深度4.2～22 m范圍內(nèi)，屬于應(yīng)力增高區(qū)；煤柱距上工作面采空區(qū)一側(cè)0～8 m范圍內(nèi)，煤體發(fā)生變形破壞，具有較低的承載能力，屬于應(yīng)力降低區(qū)。

圖4 煤柱應(yīng)力監(jiān)測布置方案

綜合考慮理論計算與現(xiàn)場實測結(jié)果，確定3111工作面沿空順槽小煤柱寬度為6 m。

3 回采巷道卸支一體化方案

區(qū)段小煤柱承載能力低，抵抗上覆巖層運動的能力差，煤柱體的穩(wěn)定性對防治巷道沖擊至關(guān)重要。僅依靠巷道抗沖支護結(jié)構(gòu)抵御上覆巖層沖擊作用是極其有限的，一旦頂板活動劇烈、釋放沖擊能量大，超過支護結(jié)構(gòu)的抗沖極限，沖擊地壓就會發(fā)生[9]?；诖?，針對沖擊煤層的小煤柱護巷采用卸支一體化的方法[10]，即巷道圍巖“近場”對小煤柱采取抗沖支護，增強其抗沖能力；“遠場”弱化采空區(qū)頂板，減小其發(fā)生失穩(wěn)對支護結(jié)構(gòu)的沖擊作用，充分發(fā)揮“頂板卸壓”和“抗沖支護”在小煤柱護巷中的雙重作用。

3.1 遠場頂板卸壓方案

頂板卸壓采用深孔爆破技術(shù)，破壞頂板巖層的完整性，減小其對小煤柱的沖擊作用。爆破鉆孔布置如圖5所示，具體布置參數(shù)見表1。爆破采用礦用二級乳化炸藥，裝藥量24 kg，連續(xù)正向裝藥，毫秒雷管爆破，單孔起爆。

圖5 爆破鉆孔布置

表1 3111工作面回風(fēng)順槽炮眼施工爆破參數(shù)

3.2 煤柱抗沖支護方案

(1)頂板支護。頂板采用的高強高沖擊功螺紋鋼錨桿配合5 100 mm×2 800 mm×2.75 mm型六孔W鋼帶支護，間排距為950 mm×1 000 mm，靠幫的錨桿與頂板垂直方向呈15°斜向上布置，其余錨桿垂直于頂板布置；作為加強支護每2排錨桿之間布置1排錨索，錨索線為φ21.8 mm×7 300 mm，間排距為1 500 mm×2 000 mm，配合1條JM錨索梁支護。

(2)小煤柱幫支護。煤柱采用 的高強高沖擊功螺紋鋼蛇形錨桿配合5 100 mm×2 800 mm×2.75 mm型六孔W鋼帶支護，間排距為1 050 mm×1 000 mm，上、下部錨桿與幫垂直方向呈15°分別向頂、底板方向傾斜布置，中間錨桿垂直巷幫布置；作為加強支護在2排錨桿之間布置2條錨索，錨索線φ21.8 mm×4 200 mm，間排距為1 500 mm×2 000 mm，配合1條JM錨索梁支護。整體支護方案如圖6所示。

圖6 回風(fēng)順槽支護斷面(單位：mm)

4 礦壓監(jiān)測分析

(1)巷道圍巖變形分析。采用十字測點法，對小煤柱沿空巷道表面圍巖變形進行監(jiān)測，繪制巷道變形曲線如圖7所示。由圖7分析，在0～10 d內(nèi)巷道圍巖變形速度較大，25 d后巷道變形量基本處于穩(wěn)定狀態(tài)，掘進期巷道兩幫移近量約40 mm，頂板下沉量約12 mm。隨著工作面距測點越來越近，巷道圍巖受到采動影響，其變形速率急劇增加，至160 d巷道兩幫移近量已達300 mm，頂板下沉量達60 mm。

圖7 巷道圍巖表面位移隨時間的變化曲線

(2)錨桿(索)荷載分析。對巷道支護體荷載進行監(jiān)測，繪制巷道支護體受力隨時間的變化曲線如圖8所示，沿空順槽支護后，錨桿(索)工作阻力呈明顯上升趨勢，其中20 d時煤柱一側(cè)錨桿受力荷載為10.8 t，隨后錨桿(索)工作阻力緩慢上升，約60 d逐漸穩(wěn)定。隨著工作面的推進，在采動影響下，煤柱一側(cè)錨桿(索)工作阻力緩慢上升，荷載達到12 t時，出現(xiàn)卸壓現(xiàn)象，卸壓后荷載約10 t，隨著工作面的推進其所受荷載重新恢復(fù)。

圖8 巷道支護體受力隨時間的變化曲線

綜合分析可知，小煤柱巷道采用卸支一體化的方法，有效地控制了巷道掘進及回采期間的變形，巷道支護結(jié)構(gòu)表現(xiàn)出了一定的抗沖擊能力，以上卸壓及支護方法對小煤柱巷道起到了較好的控制作用。

5 結(jié) 論

(1)根據(jù)該煤礦3111工作面地質(zhì)條件，基于極限平衡理論與現(xiàn)場應(yīng)力實測，最終確定小煤柱寬度為6 m。

(2)針對小煤柱巷道采用卸支一體化的方法，巷道“近場”圍巖采用抗沖支護，增強其抗沖能力，“遠場”圍巖采用爆破措施弱化采空區(qū)頂板，減小其發(fā)生失穩(wěn)對支護結(jié)構(gòu)的沖擊作用；充分發(fā)揮“頂板卸壓”和“抗沖支護”在小煤柱護巷中的雙重作用。

(3)通過對沿空巷道掘進及回采期間的圍巖變形量、支護體荷載進行監(jiān)測，分析表明3111工作面留設(shè)6 m小煤柱護巷，并采取卸支一體化的方法，能夠防治巷道沖擊地壓的發(fā)生，實現(xiàn)了沖擊煤層的安全開采。