神農煤業15102 工作面沿空掘巷技術研究

曹育杰

（山西煤炭運銷集團神農煤業有限公司，山西 高平 048400）

1 工程概況

神農煤業15102 綜采工作面開采煤層為太原組15 號煤層。煤層均厚3.79 m，煤層結構中等，穩定性較好，煤層頂板為石灰巖，均厚1.5 m，煤層底板為砂質泥巖，平均厚7.22 m。工作面回風順槽位于15 號煤煤層內，沿煤層頂板掘進，設計長度為498.2 m，巷道標高+738~+780 m，巷道設計斷面為4 200 mm×4 000 mm。由于先前采區留設煤柱寬度在20 m，對于煤層回采帶來浪費，煤柱變形較為嚴重，因此對留設小煤柱是否合理進行研究。工作面巷道布置圖見圖1。

圖1 15102 工作面巷道布置平面圖

2 15102 工作面沿空掘巷煤柱合理寬度計算

2.1 煤柱寬度上限計算

當上區段回采完成后，煤層頂板發生垮落從而充填采空區。由于上覆巖層垮落造成基本頂發生斷裂現象。根據我國學者對沿空巷道上覆巖層移動的研究，可將基本頂斷裂后與下區段煤層形成一個弧形三角塊，即關鍵塊體B。由于弧形三角塊一側位于采空區矸石之上，另一側下側在未開采的煤層，和相鄰的巖塊呈現為鉸接結構，因此關鍵塊體B 影響著沿空掘巷留設的煤柱內應力分布。在上區段回采完成后，工作面基本頂發生斷裂現象，會在斷裂兩側形成應力降低區（S1）和應力升高區（S2）。頂板斷裂后力學模型如圖 2 所示[1-2]。

圖2 沿空掘巷基本頂斷裂力學模型圖

根據關鍵塊體B 在煤柱中形成應力降低區（S1）和應力升高區（S2）兩區域，因此沿空掘巷必須布置在應力降低區（S1），從而保證巷道的穩定。因此需要對應力降低區（S1）的范圍進行估算。

為確定應力降低區（S1）的寬度將其受到的支撐壓力近似于工作面初次來壓時基本頂的自重相同，即：

式中：σy為側向支承壓力，Pa；G0為斷裂區發生塑性變形的煤體剛度，Pa；y0為煤壁煤體壓縮量值，m；γ 為煤層基本頂容重，kN·m3；α 為 15102 工作面長度，m；M為基本頂厚度，m；L為基本頂來壓步距，m。

根據基本頂的初次來壓步距：

式中：σt為基本頂抗拉強度，Pa；q為煤層基本頂承受上覆巖層的載荷，Pa；

通過把（1）式和（2）式聯立可得：

將15102 綜采工作面相關數據，計算得到應力降低區（S1）區域寬度為17 m。由于應力降低區S1≥L 煤柱+L 巷道，而沿空巷道寬度L 巷道=4.2 m，則可知 L 煤柱的最大值為12.8 m。

2.2 煤柱寬度下限計算

15102 工作面預留煤柱兩側分別為上區段被矸石充填的采空區以及下區段開采煤層，根據圍巖極限平衡理論，預留煤柱最小寬度應該大于因上覆巖層破壞造成煤壁發生塑形變化的長度x1與下區段煤層為保證巷道安全鋪設錨桿的距離x2之和，再加上一定的安全距離x3，其中x1按4 式計算，x3取0.15~0.35倍的（x1+x2）。

式中：m為 15102 工作面采高，取 3.12 m；C0為煤柱與頂底板交界處的粘聚力，取0.8 MPa；K為集中應力系數，取 1.8；λ為巷道側壓系數，取 0.32；φ0為 12號煤層內摩擦角，取35°；γ為上覆巖層平均容重，取 25 kN·m3；H為回風巷道埋深，取 400 m；Px為煤柱采空區一側的支護阻力，取0.2 MPa。

將數據代入上式計算可知x1=6.45 m，煤柱最小寬度L為10.18~11.95 m。

根據對煤柱寬度上下限進行計算可知，15102 工作面沿空掘巷煤柱留設11 m 煤柱較為合理。

3 巷道圍巖控制技術

3.1 煤柱內部應力監測

為了掌握研究15102 工作面在回采期間小煤柱內部應力變化，因此在工作面前方100 m 的位置布置12 個測點，每個測點間隔0.8 m。12 個測點分別對距離煤壁深度1~6.5 m 進行應力監測，監測布置圖如圖3 所示。

圖3 煤柱內部應力監測方案示意圖

通過對15102 工作面的推進，對12 個測點在超前工作面 10、20、35、50、80 m 數據進行繪制得出煤柱內部應力分布曲線如圖4 所示。

圖4 煤柱內部應力分布曲線圖

根據圖4 我們可以發現超前工作面距離不同，但是圍巖應力在煤柱內部深度分布趨勢相同。隨著在煤柱內部監測深度的增加，煤柱內壓力均呈現出先增加后減小的狀態，其中峰值出現在距離煤壁深度3.5 m的位置。

經過現場實測可知在15102 工作面回采過程中煤體側0~3 m 的范圍為支承壓力降低區，煤體發生塑性變形。距離煤壁3~5 m 范圍為煤柱彈性區，而煤柱側6.5~10 m 范圍靠近15102 采空區圍巖強度發生變形，承載能力降低。

3.2 15102 回風巷道支護方案

在回采區間煤柱側0~3 m 的范圍內圍巖承載能力降低，兩幫移近量增加，最大量達到2 m，嚴重影響了工作面正常回采。結合我國學者對小煤柱支護的實施方案，因此采用錨桿+長短錨索進行一次錨固和煤柱邊緣進行注漿加固進行二次加固的方法[3~5]。

1）頂板支護。巷道頂部采用2 根φ21.8 mm，長8 300 mm 的長錨索和5 根φ21.8 mm，長5 200 mm短錨索進行支護。每排布置5 根錨索每根錨索間距為950 mm，每隔850 mm 布置1 排錨索。中間3 根錨索垂直巷道頂板布置，靠近壁幫的錨索與豎直方向呈30°布置。2 根長錨索為加強支護，垂直頂板布置，錨索距離巷道中心線600 mm。每根錨索均采用1 支K23100 和2 支Z2360 樹脂錨固劑對頂板錨桿進行錨固，以及配設厚8 mm，長×寬為200 mm×120 mm 的托盤。

2）實體煤巷幫支護?；仫L巷實體煤巷幫用5 根左旋螺紋鋼直徑為20 mm，長2 400 mm 的錨桿進行支護。除距離巷道頂板最近的錨桿均垂直煤巷幫布置，錨桿從距離巷道底板300 mm 開始布置，每根錨桿間隔850 mm，每根錨桿采用1 支K2360 和1 支Z2360對錨桿錨固。

3）煤柱幫支護。回風巷煤柱幫用5 根左旋螺紋鋼直徑為20 mm，長2 400 mm 的錨桿進行支護。錨桿布置方式與實體煤側相同。由于煤柱幫受采動應力影響較大，采用2 根Φ15.2 mm×長4 200 mm 的鋼絞線錨索進行加強支護。

15102 回風巷道具體支護方案如圖5 所示。

圖5 15102 回風巷道支護方案

4）煤柱幫注漿加固。注漿材料為水、添加了TWK—1 復合劑的425 號普通硅酸鹽水泥和TWK2固化劑。注漿孔孔深為3.0 m，其布置方式為五花孔，其中上部和下部孔分別距離頂底板1m，中部鉆孔位于巷道中央，上部孔斜向上15°布置，中部和下部孔垂直于煤柱幫布置，相鄰孔間距為2.0 m。注漿加固后對煤柱進行密閉防止有害氣體溢出。

3.3 支護效果分析

在對15102 回風巷道工作面支護后，分別對回風順槽頂板下沉量和兩幫移近量進行統計繪制圖7 及圖8。

根據圖6 可知，15102 工作面回風順槽在掘進期間頂板在1~10 d 內增長較快，10 d 后逐漸變緩，巷道頂板下沉量共計22 mm，巷道維護良好。在回采期間，巷道頂板經過慢快慢的變化趨勢，60 d 后下沉量為200 mm。

圖6 回風順槽頂板下沉量圖

圖7 回風順槽兩幫移近量圖

由圖7 可知，15102 工作面回風順槽掘進期間兩幫15 d 累計位移量為0.12 m，之后趨于穩定。在回采期間，對煤柱幫進行支護加固后變形僅為0.05 m，而實體煤幫60 d 后位移累積為1.0 m。由此可見采用錨桿+長短錨索聯合支護+煤柱幫注漿加固很好的控制了巷道圍巖的位移。

4 結 論

1）通過構建基本頂斷裂力學模型和極限平衡理論，對沿空倔巷煤柱留設寬度進行計算，確定了15102 工作面煤柱留設寬度為11m，掘進期間采用錨桿+錨索進行支護。在對15101 工作面回采時煤柱內部應力進行監測，得出煤柱側0~3 m 范圍出現塑性破壞，對煤柱幫采用注漿的方式進行二次支護。

2）在對巷道掘進和回采期間頂板、兩幫位移量進行觀測，支護方案有效解決了留設11 m 小煤柱穩定問題，為其他工作面提供了經驗。