留设窄煤柱沿空掘巷布置残采面回收三角煤

孙湘军

(新疆焦煤集团一九三〇煤矿，新疆 乌鲁木齐 830025)

一九三〇煤矿是新疆焦煤(集团)有限责任公司原煤生产骨干矿井，矿井设计生产能力为60万t/年，核定生产能力为81万t/年，主采煤种为肥煤，是炼钢的主要配煤之一。随着钢铁工业的发展对肥煤需求量更大。一九三〇煤矿井田范围内地质条件较复杂，因受F4－2断层影响，矿井采区内各工作面走向长度均不足1 000m，综采工作面每年要进行多次搬家，矿井采掘接续较紧张，严重制约了矿井年生产能力的提升。矿井于1988年投产至今，随着煤炭资源的历年开采，一九三〇煤矿这样的老矿井，焦煤资源量越来越少，而以往技术条件差，工作面留设煤柱过大，造成资源量的浪费和损失。考虑到回采正规工作面过程中将上部采空区煤柱一起采出，在保证安全的条件下提高资源回收率，同时又延长了工作面的服务年限，并能缓解矿井采掘接续紧张的局面。

1 工作面概况

矿井现回采的36211工作面布置在二采区东翼+1 870～+1 800 m水平6#煤层中，工作面长度150 m，倾角20°～26°。上水平2611采空区已于2004年回采封闭。上述两个工作面在布置回采面时因受F4－2断层影响，同时为了保证工作面等长，期间留有一块三角煤。见图1。

图1 工作面布置示意图

36211工作面回采至剩余300 m时与上水平2611采空区之间留有煤柱宽度最短24 m，最长36 m，此段煤层倾角平均25°，煤层平均厚度3．4 m，煤柱走向长度为301 m。

1．1 地质基本情况

受F4－2断层的影响，二采区6#煤层局部巷道顶板有破碎、脱层现象;煤层赋存比较稳定;煤层顶板有淋水，底板有渗水。上部采空区可能存在积水。

1．2 顶、底板岩性特征

6#煤层直接顶板为含砾粗砂岩，比重 2．69 g/cm3，天然容重 2．6 ～2．62 g/cm3，含水率 0．50%，孔隙率2．6% ～3．35%，饱和状态下单向抗压强度19．4 MPa，天然状态下单向抗拉强度 2．9 ～7．0 MPa，天然状态下抗剪强度13．7 MPa，软化系数0．48～0．72;直接底板为粉砂岩，比重2．67 ～2．78 g/cm3，天然容重 2．59 ～ 2．74 g/cm3，含水率 0．69%，孔隙率1．44% ～3．00%，饱和状态下单向抗压强度 18．1 MPa，天然状态下单向抗拉强度 4．0 ～7．6 MPa，天然状态下抗剪强度9．5 MPa，软化系数 0．44 ～0．76。顶底板为不稳定底板，煤层围岩多为粗砂岩、粉砂岩，结构面为层理面，次为局部地段的节理及裂隙。

2 施工前期准备工作

2．1 方案比较

方案一：无煤柱护巷，启封密闭，维修上区段采空区运输巷，无煤柱护巷存在巷道通风、维修、上区段采空区的矸石和积水，维修费用高等问题。

方案二：沿采空区留小煤柱，布置一条巷道，沿空掘巷与相同地质条件下用无煤柱护巷相比，巷道掘进较为困难，从安全角度考虑和经济效益对比分析，留小煤柱掘巷为最佳选择。

2．2 采空区有害气体情况

启封密闭，查看采空区有害气体情况及采空区顶板跨落情况，经过对采空区1周的瓦斯和二氧化碳等其他有害气体的监测，属于正常范围值，没有发现异常，采空区充分充填。

2．3 探放采空区积水

采空区积水对下区段回采造成极大威胁，必须采取措施对采空区积水进行探放。该矿井生产历史较长，加上原始资料短缺，资料收集不全，现根据采空区积水量的估计公式(参考《采矿工程设计手册》)：

采空区积水量：

式中：

W—老空积水量，m3;

M—采厚，m;

a—老空走向长度，m;

h—老窑老空垂高，m;

α—煤层倾角;

K—老空的充水系数，一般采空区取0．3～0．5，煤巷取0．5 ～0．8，岩巷取0．8 ～1．0。

计算得出采空区内总积水量8 989 m3。

经过充分准备，施工一个探水钻孔，钻孔长度33 m，钻孔仰角25°，方位角351°开孔直径108 mm，安装套管，用套管控制放水管，然后用直径75 mm的钻头，钻透采空区，将采空积水放出，取得良好效果，解决了采空区水患。

为了保证探放水安全，应注意以下事项：

1)坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，掘进过程中利用ZY－750D钻机及矿井全方位探测仪做好工作面水情观测和有害气体情况。

2)钻孔放水前必须估计积水量，能控制放水流量。

3)放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量，做好记录，若水量突然变化，必须及时处理。

3 窄煤柱的留设

为了避免固定支承压力或残余支承压力对巷道的影响，减少巷道围岩移近量，使巷道保持稳定，提高煤炭采出率，沿空掘巷煤柱宽度应尽可能小。分析区段护巷煤柱分别留设 3 m、5 m、10 m、15 m、20 m，煤柱支撑压力分布情况和巷道围岩变形破坏特点，根据煤巷两帮煤体应力和极限平衡理论，最小护巷煤柱宽度：

式中：

B—最小护巷煤柱宽度;

X1—锚杆锚入煤体的深度，m，取1．5;

X2—上区段在煤柱中产生的塑性区宽度，m，取 1．5;

X3—安全系数，取 0．5。

因此，新掘巷道与上区段采空区之间留设3．5 m煤柱。

经过计算分析，当煤柱留设3．5 m时，已在采空区边缘煤体围岩应力的降低区，避开了倾向支承压力峰值影响范围，将巷道布置在低应力区。支护载荷小，巷道易于维护。掘进过程中无明显压力，不需要进行大的维修。

4 支护方式及支护参数的确定

4．1 利用锚网索支护两帮和顶板

利用锚杆与围岩共同作用，达到维护巷道稳定的目的。因此，锚杆支护起到了主动加固围岩的作用。使用锚杆支护时其作用是利用锚杆对顶板起悬吊作用，不让其冒落。巷道两帮和巷道顶板采用锚网支护，顶板局部有破碎，采用锚索梁支护。

4．2 锚杆计算参数

1)锚杆长度计算。

锚杆长度：

式中：

N—围岩影响系数，取1;

n—为巷道跨度，m，取 3．2。

L=1．6 m。

2)锚杆直径。

锚杆直径：

取d16 mm圆钢作为锚杆制作的基本原料。

3)顶部锚杆间、排距的确定。

d16 mm圆钢抗强度为45 kg/mm2，岩石密度2 200 kg/m3。

锚杆采用矩形布置，取间排距为：1．0m×1．2m，可以满足要求。

4．3 锚索计算参数

4．3．1 锚索长度确定：

式中：

La—锚索长度，m;

La1—锚索外露长度，m，取 0．3;

La2—锚索有效长度;

La3—锚索锚固长度，每孔装4根Z2335树脂药卷，故取1．4 m。

4．3．2 锚索有效长度确定

式中：

hi—稳定岩层下各层厚度，m;

锚索长度确定为：

锚索长度取3．2 m，巷道内每排布置1根锚索，锚索间排距为2．4 m。一字梁长为0．8 m，采用纵向布置的方式。

4．4 支护材料及要求

锚杆材料：d16 mm圆钢，一端长300 mm加工成反麻花状，一头搓丝5 cm。铁托板采用公司统一购入托板。螺母选用直径18 mm螺帽。

锚固剂：采用型号为Z3535中速合成树脂锚固剂，直径35 mm，长度为350 mm。

托板：金属托板采用100 mm×100 mm×5 mm的铁托板，中心孔直径为18．5 mm，竹托板用竹质材料制成，规格为200 mm×200 mm×20 mm，中心孔直径为18．5 mm。

螺母：选用d18mm螺母。

锚固方式：采用合成树脂端头锚固。

金属网均选用10#铁丝编制成的菱形网，网片规格为3 300 mm×1 500 mm。网片之间必须保证压接300 mm，并做到每150 mm联一扣，用扎丝将网片联好。

钢带梁：采用d12 mm的圆钢加工成。

锚网支护严格按《锚网支护工程质量规定表》要求执行。

4．5 掘进安全措施及施工要求

1)掘进时，安全员进入工作面首先要检查工作地点顶、帮支护情况，并进行敲帮问顶，不安全不作业，发现支护失效及时进行处理。

2)锚杆、锚索布置控制煤帮变形，两帮锚杆要紧跟迎头，防止片帮使用锚杆拉力计定期检测锚杆锚固力，对不合格的锚杆要求重新补打。

3)施工前和施工过程中，对职工进行培训各大灾害的防治措施。每班对上帮煤体进行瓦斯检查，最大限度地排除各类隐患。

4)作业人员在作业前由带班队长和班长负责组织当班人员进行危险源辨识;作业人员要针对当班工作内容，从人、机、环、管四个方面进行辨识，并采取相应措施进行处理。

5)掘进时，严格控制炸药量，保证掘进面成巷质量。

6)施工区队专门成立了矿压观测小组，每天对设立的5组两帮移近量观测点和6个顶板离层仪进行观测、记录、分析。

5 实施效果

巷道掘进完毕形成残采工作面，通过提前加装综采工作面配套设备，待原工作面推进至该区域时顺利对接回采。通过对该区域原煤采出量的核定，多采出原煤量5．36 万 t。

6 结论

在回收三角煤前期的巷道掘进准备工程中，加强对采空区有害气体和采空积水的探放工作，加大了掘进过程中的安全性;通过计算，合理留设窄煤柱回采，可防止和减少了采空区瓦斯、积水和压力对掘进巷道的影响;采用锚网索联合支护解决了煤壁片帮，顶板压力大的难题，提高了掘进进度，支护效果良好。

矿井实施沿空掘巷回采三角煤方案，提高了矿井焦煤资源回收率，延长了矿井的服务年限，同时也为矿井后期回收其它类似条件下三角煤柱积累了宝贵经验。