窄煤柱護巷技術在采煤工作面接續中的應用

武　利

（1.太原理工大學，山西太原　030024；2.內蒙古李家塔煤礦，內蒙古鄂爾多斯　017200）

窄煤柱護巷技術在采煤工作面接續中的應用

武利1，2

（1.太原理工大學，山西太原030024；2.內蒙古李家塔煤礦，內蒙古鄂爾多斯017200）

為保證棋盤井煤礦工作面接續，并最大限度提高煤炭回收率，決定采用沿空掘巷完成工作面間的接替。通過理論計算確定了沿空掘巷窄煤柱的合理寬度，運用數值模擬軟件分析比較各種支護方案對巷道圍巖變形的控制效果，確定了適合0913工作面回風順槽的錨桿支護參數。回采期間對巷道變形量的觀測結果表明：所設計的煤柱寬度及支護參數能夠很好控制巷道圍巖變形。

窄煤柱護巷數值模擬煤柱寬度錨桿參數

為提高煤炭回收率，減少巷道壓力，保證工作面接續，在工作面順槽常采用沿空留巷窄煤柱護巷技術，國內學者對于沿空掘巷圍巖控制機理、礦壓顯現特征及其控制技術已有成熟的研究［1-4］，但是對于窄煤柱護巷技術的研究正處于探索期，利用理論計算、數值模擬的研究方法對棋盤井煤礦合理窄煤柱寬度及回風順槽錨桿支護參數進行設計，優化了回采巷道的支護方案， 并在棋盤井煤礦0913綜放工作面進行了工業性試驗。

1　工程概況

棋盤井煤礦0913工作面回風順槽布置在9號煤層中，巷道沿煤層頂底板掘進。根據棋盤井煤礦采掘接替要求，0913工作面需要在0912工作面回采結束前準備完畢。

2　窄煤柱寬度的確定

計算公式為：

式1中：x1—上區段工作面開采而在下區段沿空掘巷窄煤柱中產生的破碎區，其寬度按下式計算。

式2中：m—煤層采厚，m；A—側壓系數；A=μ/1-μ，式中μ為泊松比；φ0—煤層界面的內摩擦角，°；C0—煤層界面的粘聚力，MPa；k—應力集中系數，3左右；γ—巖層平均容重，kN/m3；H—巷道埋深，m；Px—對煤幫的支護阻力，若上區段采空區側支護已拆除，可取Px=0，若上區段采空區側采用錨桿支護，則取Px=0.1；x2—巷道窄煤柱幫錨桿有效長度，再增加15%的富裕系數，m；x3—考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩定性系數，按0.2（x1+x2）計算。

將試驗巷道0913工作面回風順槽的參數帶入公式（2-2）進行計算。其中：m=3.2m，A=0.33，φ0=20°，k=3，γ=0.025MPa，H=425m，C0=2.0MPa，Px=0。得出：

x1=1.47m

x2=1.15×2.4=2.76m

x3=0.2×（1.47+2.76）=0.85m

B=x1+x2+x3=1.47+2.76+0.85=5.08m

煤柱越小，采出率越高，煤柱過窄，巷道圍巖整體性差、承載能力小，同時，錨桿錨固穩定性也不能保證。因此，結合理論計算結果，又考慮現場施工的方便，最終確定合理的窄煤柱寬度為5m。

3　沿空掘巷錨桿支護參數設計

3.1數值模擬模型及方案

計算模型的范圍為200 m×100 m×45.8 m（長×寬×高）。該模型側面限制水平移動，底部固定，模型上表面為應力邊界，施加的荷載為10.0 MPa，模擬上覆巖層的自重；水平方向的側應力系數為1.2，荷載大小為12.0MPa。采用單因子變量法，分別設置不同的錨桿預緊力（設為10kN、20kN、）、錨桿長度（設為2000mm、2200mm、2400mm、2600mm）、錨桿間排距（分別設為700mm、800mm、900mm、 1000mm）。進而考察不同參數下巷道圍巖變形量。

3.2數值模擬結果及分析

隨著預緊力的逐漸增大，其形成的頂板有效應力場的范圍也在不斷擴大，支護效果良好。通過上面數值模擬研究確定預緊力大小為20kN。隨著頂錨桿長度的增加，巷道圍巖變形規律如下：當錨桿長度從2.0m增加到2.4m的過程中，頂板下沉量、幫變形量、實體煤幫變形量分別減小了83mm，46mm，48mm，底鼓量基本不變；頂錨桿長度從2.4m增加到2.6m，巷道圍巖變形量變化不大。因此，頂板錨桿長度最終確定為2.4 m。當錨桿排距從700 mm增加到800 mm，再到900mm，頂板下沉量、窄煤柱幫和實體煤幫變形量均有增大，錨桿排間距繼續加大時，其巷道變形增加速度更快。因此，錨桿排距確定為800 mm。當頂錨桿間距從700mm變化到800mm時，頂板下沉量、窄煤柱幫變形量、實體煤幫變形量均有增加，底鼓量變化不大，當頂錨桿間距從800mm變化到900mm時，巷道圍巖變形趨于穩定。因此，頂錨桿間距確定為800mm。

4　工業性試驗

4.1觀測方案

試驗地點在棋盤井煤礦0913工作面回風順槽，主要進行回采期間巷道表面位移監測，包括頂板下沉、兩幫移近及底鼓等。在0913回風順槽沿0912工作面回采方向布置5個觀測站，巷道斷面測點布置采用十字交叉法。

4.2觀測結果

0912工作面回采期間，經過近2個月的監測，0913回風順槽5個測站巷道兩幫最大變形量為268mm，頂板最大變形量為150mm；底板最大變形量為309mm。采動影響期間，底板經過適當臥底處理后，巷道斷面完全能夠滿足礦井通風、行人的要求，巷道圍巖整體控制效果較好。

5　結語

（1）根據棋盤井煤礦0913工作面的地質參數，并結合極限平衡理論，最終確定沿空掘巷窄煤柱的合理寬度為5 m。（2）運用數值模擬軟件分析比較各種支護方案對巷道圍巖變形的控制效果，確定了適合0913工作面回風順槽的錨桿支護參數。（3）經過現場對巷道變形量的監測，在0912工作面回采期間，底板經過適當臥底處理后，巷道斷面完全能夠滿足礦井通風、行人的要求，巷道圍巖整體控制效果較好。

［1］柏建彪，王衛軍，侯朝炯.綜放沿空掘巷圍巖控制機理及支護技術研究［J］.煤炭學報，2000（5）：478-481.

［2］陳慶敏，陳學偉，金泰，等.綜放沿空巷道礦壓顯現特征及其控制技術［J］.煤炭學報，1998（4）：382-385.

［3］曹勝根，繆協興.超長綜放工作面采場礦山壓力控制［J］.煤炭學報，2001（6）：621-625.

［4］繆協興，錢鳴高.超長綜放工作面覆巖關鍵層破斷特征及對采場礦壓的影響［J］.巖石力學與工程學報，2003（1）：45-47.