同忻矿综放面临空巷道过上覆矿界煤柱矿压控制研究

徐 昕 章子安

（同煤国电同忻煤矿有限公司，山西大同，037003）

0 引言

大采高综采放顶煤[1-2]，尤其厚度大于10 m的煤层在临空开采时矿压显现剧烈[3]，如临空巷道遇到特殊地质构造时矿压显现更是难以控制[4]，对其矿压规律变化情况的研究及控制方法的探讨尤为重要，本文针对大采高综放开采时临空巷道在过上覆矿界煤柱影响段时的巷道围岩变形情况进行观测和分析，在此基础上提出了有效的综合性控制方案，为类似条件的生产矿井处理类似难题提供了一定的依据。

1 工程背景

同煤集团同忻矿8309 工作面可采走向长度2 770.5 m，平均煤厚14.88 m，工作面长200 m，采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采的采煤方法，机采高度3.9 m，放煤10.98 m，采放比为1：2.81。为了安全有效地回收顶煤，初期放顶煤时，放顶煤方式采用多轮分层顺序放煤法，顶板管理采用自然垮落法。该面使用艾克夫SL-500 型采煤机，前、后刮板运输机分别采用采用JOY 公司的42×1000×268AFC 型和42×1250×268AFC 型刮板运输机。工作面共118 架支架，中部支架的架型为四柱支撑掩护式正四连杆低位放顶煤支架，型号为ZF15000/27.5/42，数量为108 架；过渡支架为ZFG13000/27.5/42H 型正四连杆过渡支架，数量为9架（头部4架，尾部5架）；端头支架为ZTZ20000/30/42型放顶煤端头支架。5309巷与8307面采空区相邻，面间煤柱38 m，5309 巷采位在1 977 m～2 017 m 上覆为白洞矿与同家梁矿矿界煤柱，与侏罗系14#层间距为195 m～230 m，煤柱与8309 面位置关系见图1，8309面5309巷为矩形断面，支护断面示意图见图2。

图1 上覆矿界煤柱与8309、8307面位置关系

图2 8309面5309巷支护断面示意

2 矿压分析

由于上覆侏罗系采空区有遗留煤柱，这些煤柱未必完全破坏失去承载作用。倘使煤柱尚能发挥承载作用，侏罗系上覆岩层应力将通过侏罗系煤柱传递至侏罗系底板内。当位于侏罗系煤柱下方的石炭系煤层开采时，覆岩应力会沿着“侏罗系覆岩-侏罗系遗留煤柱-侏罗系底板岩层-石炭系区段煤柱与石炭系工作面推进方向前方煤体”，如图3所示。这种荷载传递效应最终导致石炭系区段宽煤柱所护回采巷道围岩变形大、顶板压力大、工作面回风巷（回风巷一侧一般为宽煤柱护巷）一侧前方煤体压力大。

图3 重复采动煤柱荷载传递示意

综合理论计算及实测知，上覆同家梁和白洞矿遗留侏罗系14＃层40 m 宽矿界煤柱对8309 面5309 巷的影响范围为煤柱前后约55 m 范围，见图4。截至2019年4 月7 日，工作面尾采位1 901 m 时，5309 巷压力显现有增大趋势，在矿界煤柱向下应力集中、工作面超前支承压力、8307临空煤柱侧向残余支承压力等影响因素叠加作用下，5309巷的矿压显现将会继续加剧。同忻矿8201 综放工作面的开采条件与8309 面相似，其5201 巷与8202 面采空区相邻，面间也是留设38 m 宽煤柱护巷，在过上覆矿界煤柱时，5201巷变形严重，顶底板移近量最大值达到2 m，两帮最大1.5 m，且底鼓、片帮严重，严重影响生产，为预防8309 面在回采过程中巷道变形严重及顶板事故的出现，保证工作面安全回采，需要制定相应措施来保证安全。

图4 上覆煤柱对C3-5#层影响范围示意

3 技术方案制定

3.1 具体方案制定

为保障安全，预防8309工作面在过上覆矿界煤柱影响区域时出现巷道变形严重等问题，经过研究决定：5309 巷采位在1 922 m～2 072 m 的范围综合采取以下方案进行补强及卸压，具体方案如下：

(1)顶板补强锚索采用一梁三锚布置方式，锚索为φ 21.8 mm，长10.3 m钢绞线，吊挂4.8 m长11#矿用工字钢梁，工字钢梁两端各支一根单体支柱。锚索间距1 600 mm，梁间距3 600 mm，单体柱距帮部100 mm。支护示意图见图5。

图5 顶板补强示意

(2)将超前支护由原来的门式支架支护改为两排木垛加单体柱支护。木垛使用200×200×1 000 ㎜和200×200×2 000 ㎜的方松木，沿巷道两帮支设，木垛中心距3.5 m，两帮迈步式支设。单体柱巷中支设呈三角形布置，顶梁1.2 m长钢梁一梁两柱；顶梁0.8 m长钢梁一梁一柱，间距1.2 m；两帮木垛间支设两排单体柱，一梁三柱，顶梁1.2 m长钢梁，靠煤柱侧留有不小于0.8 m宽的人行道，示意图见图6。

图6 超前支护示意

(3)5309 巷在采位1 922 m～2 072 m 段煤帮部施工卸压钻孔，钻头直径108 mm，巷道平面图如图7所示。

图7 巷道平面图

5309 巷帮支护方案如图8 所示，根据现场帮部变形情况，在巷道帮部支护空区域施工两排卸压钻孔。钻孔呈三花眼形式布置，钻孔之间的水平距离1 000 mm，垂直距离为900 mm，参数如表1、2 所示，用砂浆或黄泥浆封孔300 mm。

图8 5309巷帮卸压孔布置

图9 巷道断面

表1 煤柱帮钻孔参数表

表2 回采帮钻孔参数表

3.2 其它作业工艺描述

为防止工作面推进至矿界煤柱影响段时巷道上方煤体由于破碎垮落影响正常通风，须对矿界煤柱影响段顶板进行超前固化处理，以提高其稳定条件。

具体固化方案为：在保证注浆施工不影响正常回采的前提下，注浆须采取超前预注浆方式进行，综合考虑固煤效果、注浆施工进度与工作面推进速度等因素，注浆施工设计应超前工作面不小于200 m。根据同忻矿已有的工程实践及破碎煤体加固施工经验，煤柱加固可采用“永固S”煤岩体加固剂。

（1）5309巷加固范围为采位1 922 m～2 072 m。如巷道其他范围顶板煤体破碎需加固时也要进行加固。

（2）注浆施工在巷道顶板、采煤侧肩角处进行，采用短段注浆方法。

顶板孔：1#孔施工在巷道煤柱侧肩角处，深度为6 m～8 m，孔仰角30°～35°；2#孔施工在巷道顶板中部，深度6 m～8 m，孔仰角30°～35°。布孔方式见图10。注浆孔间距为8 m，具体位置可依实际情况调整。

图10 顶板注浆孔布置方式示意图

具体布孔参数见表3。

表3 注浆固煤孔布置参数一览表

注浆孔及孔口管：

利用φ 42钻头（φ 42或φ 40钢钎）成孔，安装孔口管，注浆孔采用“孔口管（φ 42×3 000）+裸孔”。孔口管使用φ 42 mm×4 mm 无缝钢管。孔口管结构如图11，考虑到煤体注浆孔为裸孔，为减小浅部煤体受力强度和防止窜浆，孔口管外端为30 mm长的丝头，内段加工成鱼鳞扣，增加注浆管与井壁及壁后围岩间的摩阻力。

为使浆液固管的效果最佳，距孔口100 cm，在深注浆管周边打设花孔以利窜浆。

图11 孔口管结构示意图

4 效果对比

经过现场实测，综合采取以上方案后，5309 临空巷的最大顶底和两帮移近量较5201 没有采取方案的临空巷有了明显改善，选取两条巷道的各自变形最大的区段进行对比，发现5201 巷最大顶底板移近量为2 m，两帮最大移近量为1.5 m；5309 巷最大顶底板移近量为0.8 m，两帮最大移近量为0.7 m，见图12。

图12 最大顶底板移近量段对比图

5 结论

（1）受上覆侏罗系采空区遗留煤柱的影响，侏罗系上方覆岩应力将通过侏罗系煤柱传递至侏罗系底板内。覆岩应力会沿着“侏罗系覆岩-侏罗系遗留煤柱-侏罗系底板岩层-石炭系区段煤柱与石炭系工作面推进方向前方煤体”进行传递，从而导致石炭系区段宽煤柱所护回采巷道围岩变形大、顶板压力大、工作面临空巷道前方煤体压力大。

（2）同忻矿上覆同家梁矿和白洞矿遗留侏罗系14＃层40 m 宽矿界煤柱对8309 综放工作面的影响范围为矿界煤柱前后约55 m范围。为保证工作面安全回采，需要采取相应措施。

（3）通过采取综合应对措施后，巷道变形得到有效控制，经现场观测发现：在过煤柱段顶底板移近量最大0.8 m，两帮移近量最大0.7 m，底鼓、片帮现象明显减弱，效果良好，该方案可以保证安全生产并推广。