小煤柱護巷防治巷道沖擊地壓研究與應用

張凱華

(山西大平煤業有限公司)

近年來，我國煤炭開采強度不斷增大，開采深度不斷加深，應力環境日趨復雜，沖擊地壓顯現頻繁，對安全生產構成了巨大威脅[1-3]。部分礦區在工作面回采期間，回風順槽煤柱側發生多次沖擊顯現，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力疊加并儲存大量的彈性能，在動態擾動作用下極易誘發沖擊地壓[6-7]。因此，提出采用小煤柱護巷，使煤體高應力區域向實體煤一側轉移，實現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，并通過現場監測對巷道圍巖的控制效果進行了分析。

1 工程概況

3111工作面位于一采區北翼中部，如圖1所示，其東部為3109工作面采空區，西部為實體煤區域，南部至三盤區大巷保護煤柱為界，北部為實炭區。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索支護，工作面直接頂為平均厚度8.12 m的砂質泥巖，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

工作面區段煤柱寬度直接影響煤柱體的應力環境及巷道圍巖的穩定性，進而決定巷道的礦壓顯現程度。小煤柱護巷的基本原則是將巷道布置在側向應力降低區域，避免煤柱體的應力集中，有利于巷道圍巖的穩定，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，一般按(0.15～0.35)(l1+l2)計算。式(2)中，λ為側壓系數，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力集中系數，根據現場監測結果取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摩擦角，經實驗室測試后，取27°。

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

2.2 煤柱應力現場實測

為了掌握工作面回采后周圍煤體應力的變化情況，在該礦3111工作面回風順槽區段煤柱安裝9個鉆孔應力計，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 煤柱應力監測布置方案

分析煤柱應力監測數據，得到上工作面回采后煤柱側向應力分布曲線，如圖4所示。由圖4可知，煤柱距回風順槽一側0～4.2 m范圍內，垂直應力小于原巖應力，屬于應力降低區，該范圍內的煤體發生塑性破壞；煤柱深度4.2～22 m范圍內，屬于應力增高區；煤柱距上工作面采空區一側0～8 m范圍內，煤體發生變形破壞，具有較低的承載能力，屬于應力降低區。

圖4 煤柱應力監測布置方案

綜合考慮理論計算與現場實測結果，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，煤柱體的穩定性對防治巷道沖擊至關重要。僅依靠巷道抗沖支護結構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，超過支護結構的抗沖極限，沖擊地壓就會發生[9]。基于此，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”弱化采空區頂板，減小其發生失穩對支護結構的沖擊作用，充分發揮“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，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，具體布置參數見表1。爆破采用礦用二級乳化炸藥，裝藥量24 kg，連續正向裝藥，毫秒雷管爆破，單孔起爆。

圖5 爆破鉆孔布置

表1 3111工作面回風順槽炮眼施工爆破參數

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 回風順槽支護斷面(單位：mm)

4 礦壓監測分析

(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測，繪制巷道變形曲線如圖7所示。由圖7分析，在0～10 d內巷道圍巖變形速度較大，25 d后巷道變形量基本處于穩定狀態，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逐漸穩定。隨著工作面的推進，在采動影響下，煤柱一側錨桿(索)工作阻力緩慢上升，荷載達到12 t時，出現卸壓現象，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。

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，巷道支護結構表現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 論

(1)根據該煤礦3111工作面地質條件，基于極限平衡理論與現場應力實測，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頂板，減小其發生失穩對支護結構的沖擊作用；充分發揮“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、支護體荷載進行監測，分析表明3111工作面留設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生，實現了沖擊煤層的安全開采。