高瓦斯综放工作面瓦排巷墩柱支护技术研究

2022-07-07乔靖

机械管理开发 2022年5期

乔靖

（山西汾西宜兴煤业有限责任公司，山西孝义 032300）

引言

现阶段，随着我国煤炭开采事业的快速向前发展，煤矿开采深度也在不断加大，煤矿井下瓦斯涌出量不断升高，因此必须要充分做好综放工作面的通风工作质量。在煤矿井下综放工作面瓦斯排放过程中，通常情况下采用的是U 型通风结构形式，但是这种通风方式不仅会出现外圈巷道受到周围应力的影响，而且会出现巷道的底部突起对整个巷道的结构稳定性造成严重的影响和危害。煤矿巷道的支护工作传统形式，主要采用的是内部搭设木跺的方法，但是这种支护方法经过实践工作和勘察工作之后，发现巷道底部的凸起量以及底板位置的位移量相对较大，在后续的工作过程中对于煤矿资源的开采运输、巷道通风以及内部各项维护工作的开展形成比较严重的影响。对此，通过使用高水速凝材料墩柱，有效替代传统形式下搭设木跺支护工作方法，可以有效解决其中存在的问题和不足，有效提高瓦排巷墩柱支护施工效果和稳定性。

1 高瓦斯综放工作面概况

某高瓦斯综放工作面开采总长度300 m，横向长度达到2 450.5 m，煤矿井下可开采长度为1 485 m，巷道内部使用的是双进双出的U 型通风方式。其中内圈巷道采用的是胶带巷、切眼和回风巷道结构形式，外圈巷道采用的是进风巷道、辅助切眼以及瓦斯排放巷道结构形式。另外一处高瓦斯综放工作面高度为3.5 m，净宽度为3.8 m，采用的是锚网联合支护工作方法，结合本次综放工作面的实际工作情况，煤矿开采工作单位采用的是瓦排巷道墩柱支护施工技术方法，有效保证综放工作面的开采工作安全性和稳定性。

2 支护墩柱直径

本次支护墩柱结构直径必须要符合工作面的开采工作稳定性要求，同时在墩柱设置工作方面，必须要保证具有更高的承载能力和稳定性，如果墩柱的直径设置过小很有可能会造成墩柱断裂，同时影响到后续的承载效果；如果墩柱设置过大会出现不必要的经济浪费问题，同时后续的维护工作成本量也会加大。相关工作人员经过综合分析和研究工作之后，有效考虑到上述两方面因素所产生的干扰，在本次墩柱支护工作过程中，对于墩柱的直径分别选择为600 mm、800 mm 和1 000 mm 三种规格，并且有效计算巷道围岩的变形量，对墩柱的直径进行针对性选择[1]。

经过相关工作人员的计算和分析，随着支护墩柱的直径不断增大，巷道墩柱结构的变形量以及在后续使用过程中的收缩率都有着一定的降低。当选择墩柱直径为600 mm 的情况下，煤矿巷道的顶底板以及两帮位置的围岩变形量分别为230 mm 和290 mm，墩柱在支护工作中所产生的水平位移量为290 m；而支护墩柱直径为800 mm 的情况下，上述三个变形量分别降低了160 mm、240 mm 以及150 mm；当支护墩柱的直径提升到1 000 mm 的情况下，上述的三个位移变形量相比于600 mm 增加到800 mm 的变形量有所降低，综合上述数据分析，有效考虑到前期的经济成本投入量，在本次墩柱支护工作过程中，墩柱的直径宜选定为800 mm。

3 支护墩柱排间距

在墩柱的排间距设计工作过程中，如果墩柱的间隔距离过大，墩柱无法和底板位置共同形成统一的受力承载结构，不仅会造成墩柱的基础负载能力大大下降，还会加大煤矿巷道顶板维护工作量，同时稳定性也有所不足；如果墩柱之间的间距设置过小，则两排墩柱之间的表面距离也会有所降低，不但会对墩柱的施工质量造成比较严重的干扰，而且会造成高水速凝材料和钢筋网材料的实际使用量大幅度上涨，因此前期的经济成本投入量会明显增高，对此在墩柱支护工作过程中不但需要考虑到墩柱的直径，同时需要对墩柱的排间距进行合理设置[2]。

经过分析，工作人员分别选择墩柱排间距连续两个墩柱中心间距设置为1 000 mm、1 500 mm 以及2 000 mm，对三种间距设置方式进行参数计算，从中可以有效获取墩柱排距不同的条件下支护体结构的变形量，从中选择出更加科学合理的墩柱间距。在相关计算工作结束之后，煤矿巷道的围岩结构墩柱的变形量，和墩柱的排间距关系得到最终确认。随着墩柱排间距的不断上升，本段综放工作面围岩巷道基础结构的稳定性以及墩柱结构的实际变形量都有着不同程度的提高，当墩柱的排间距大小为1 000 mm 的情况下，煤矿巷道的顶板、两帮位置的位移量分别达到135 mm 和215 mm，墩柱两侧区域的位移量达到120 mm；当墩柱的排间距达到1 500 mm 的情况下，以上三种变形量分别为160 mm、240 mm 以及150 mm，整个变形总量明显的提升；当墩柱排间距提升到2 000 mm 的情况下，所产生的位移量分别为282 mm、310 mm 以及275 mm，相比于排间距为1 500 mm 位移增幅量也有着比较明显的提升，因此经过综合考虑和分析之后，将支护墩柱的排间距设定在1500mm 为最佳[3]。

4 支护完成后的抗压观测分析

根据上述所获取的墩柱支护参数数据进行分析，所选择的墩柱支护参数，对瓦排巷道进行支护实验，同时对墩柱支护木垛支护方式，巷道表面所形成的框架参数进行详细观测。重点针对不同支护工作条件下煤矿巷道的变形量进行对比，由此可以更加客观地评价墩柱整体支护工作效果，以及整个巷道边结构的稳定性情况。由于巷道表面受到围岩结构抖动所产生的干扰，基于整个综放工作面的回采工作条件，对瓦排巷道的支撑点进行布置。

为了方便后续的对比和分析，通过使用两个不同监测站所获取的参数数据进行对比和分析，分别对巷道两侧区域顶板和底板位置的位移量进行总结，通过实际观测参数数据分析与整合之后，可以看出两个不同的监测站，所获取的巷道顶底板以及巷道两侧区域的围岩巷道位移量和距离工作面之间的间距之间有着直接的关联，两个监测站之间的间隔距离相对较近，巷道表面所产生的结构位移量和实际开采过程中所产生的扰动程度之间有着直接的关联。因此，在本次矿压观测数据当中，在保证监测站与工作面距离相同的条件下，对巷道基础结构的变形量进行分析[4]，如图1 所示。

图1 两个测量站回采期间巷道变形曲线

通过图1 分析可以看出，煤矿巷道的基础围岩结构，实际矿压显现规律分布如下：首先，在与工作面距离保持相同的条件下，基于测站距离工作面后方的间距为40 m 作为测量最大距离，其中测量站1 巷道两侧区域最大位移量为730 mm，同时煤矿巷道两帮结构位置的最大位移率达到19 mm/d，最小为0 mm/d，煤矿巷道的底板和顶板位置最大的位移大小达到550 mm，顶板的最大移近速率为28 mm/d，最小为0 mm/d，同时测量站两帮位置最大的位移量为650 mm，巷道两帮位置的最大岩体移近速率为15 mm/d，最小移近速率为4 mm/d，巷道顶板底板的最大相近位移量为670 mm，巷道顶板底板的最大移近率分别为15 mm/d，最小移进率为9 mm/d。其中测量站1 所获取的煤矿巷道测定变形量，小于测量站2 所获取的煤岩变形量，因为木垛的控顶区域实际面积，超过墩柱控顶区域的实际面积，因此木垛对于控制煤矿巷道两端位置产生的围岩变形效果相对比较明显，而墩柱对于煤矿巷道的底板顶板的变形量控制工作有着比较明显的效果，因此需要通过两种支护工作方法进行配合使用，可以最大限度上保证综放工作面的开采工作安全性和稳定性。