软弱岩层中近距离采空区煤柱下开采的实践

朱 成 段 军 孙智超 许哲扬 耿亮亮

(1.内蒙古科技大学矿业研究院，内蒙古 包头 014010；2.内蒙古科技大学数理与生物工程学院，内蒙古 包头 014010；3.呼伦贝尔东明矿业有限责任公司，内蒙古 呼伦贝尔 021000)

软弱岩层中近距离采空区煤柱下开采的实践

朱 成1段 军1孙智超2许哲扬3耿亮亮1

(1.内蒙古科技大学矿业研究院，内蒙古 包头 014010；2.内蒙古科技大学数理与生物工程学院，内蒙古 包头 014010；3.呼伦贝尔东明矿业有限责任公司，内蒙古 呼伦贝尔 021000)

近距离采空区煤柱下长壁回采将受到上煤层采空区遗留煤柱和本煤层工作面动压的共同影响。针对乌鲁木齐某矿9#煤层顶底板为软岩的特点，在分析围岩破坏机理后，提出了梁、索协同支护+顶底角注浆锚杆加固+帮部锚杆组合支护+底板锚梁支护及全断面铺网的联合支护方案，即实施巷道“顶底帮整体化”治理，通过在巷道中布置卸压孔，有利于高应力向巷道深部转移，改善围岩与支护结构的应力作用环境。实践证明，采取上述措施有效解决了回采巷道的顶板破坏、煤壁片帮、底板鼓起等问题。在开采过程中采取的降低采高、调斜工作面、工作面加速通过煤柱的方法也使得工作面的生产条件得到了极大的改善，保证了工作面安全开采。

软弱岩层 近距离煤层 地质构造 煤柱下开采 巷道支护

1 矿井概况

乌鲁木齐某矿井田位于准格尔盆地南缘、天山北麓之低山丘陵区，海拔高度1 005～1 025 m，地形平缓。矿区南北长约2.8 km，东西宽1.9～3.0 km，井田面积7.6 km2，核定生产能力900 kt/a。井田内共含煤10余层，符合开采条件煤层共有3层，分别为2#、8#及9#煤层，煤炭资源比较丰富。该矿现主采煤层为9#煤层，上覆8#煤层已采空，2煤层平均间距7.2m，属近距离煤层。

如图1所示，9#层1100工作面走向长720 m，倾向长115 m，煤厚3.05 m，倾角5°～8°，以走向长壁全部垮落法开采，采用高档普采。1110巷为回风轨道巷，1120巷为进风胶带巷，2巷均为沿煤层底板布置的矩形巷道，沿工作面推进方向距平切眼389～407 m正上方为8#煤层采空区煤柱。该矿各煤层顶底板多为炭质泥质胶结的粉砂岩，属软弱岩石，抗压强度较小，煤层岩性柱状图见图2。1110巷、1120巷原对顶板采取锚、梁、网加锚索进行支护，两帮采用锚杆支护。但支护效果并不理想，两巷破坏严重，均发生了不同程度的漏顶、片帮及底鼓现象，其中底鼓现象最为严重，最大底鼓量达1 m以上。

图1 1100工作面煤柱位置

图2 煤层岩性柱状图

上述情况的发生不仅给工作面的正常生产、运输带来困难，也对煤矿工人的人身安全构成巨大威胁，因此必须采取有效的措施来治理上述问题。

2 围岩破坏机理分析

(1)1100工作面采动的影响。根据矿山压力与岩层控制理论[1]，在工作面进行开采以后，采空区上覆岩层重量将向周围支承区转移，在工作面前方、倾斜上下方及开切眼附近产生支承压力峰值区，一般为原岩应力γH(γ为上覆岩层平均容重，H为距地表深度)的1～3倍。

(2)8#煤层煤柱集中应力的影响。煤柱所受集中应力可用式(1)进行计算[2]。在煤柱集中应力的影响下，底板岩层应力将重新分布，巷道距上煤层底板垂深越小，受煤柱集中应力影响则越大。国内相关文献的研究表明[3]，当上下煤层的层间距离小于30m时，下煤层开采必然会受到上覆采空区煤柱集中应力的影响。

或

(1)

式中，P为煤柱平均应力，MPa；q为采前煤层垂直应力，MPa；R为采区面积回采率，

γ为上覆岩层平均容重，kg/m3；H为采深，m；B为采宽，m；Wp为煤柱宽度，m；L为煤柱长度，m。

(3)煤柱集中应力、自身采动应力以及上覆岩层的支承压力出现叠加，形成复合叠加压力。这是矿压显现强烈的根本原因。

(4)所处围岩环境。巷道围岩为软岩，岩体强度较低，遇水后软化程度大幅度增加。在复合叠加压力的影响之下，围岩破坏区范围增大，从而使得岩层在更大范围内与水相接触，产生更为显著的膨胀软化，引起巷道的剧烈变形。

3 巷道支护方案及技术参数

支护方案选取原则主要包括两个方面[4]：一是加强巷道的支护强度及支护刚度，提高巷道支护的承载能力，同时采用注浆锚杆对围岩进行加固，形成围岩加固承载圈，充分发挥围岩的自承能力，从而实现控制巷道变形的目的；二是在巷道中布置卸压孔，将高应力向巷道深部转移，实现支护结构的稳定。

3.1 巷道顶板的支护措施

顶板仍然采用原支护方案中锚、网、梁的支护方式，但考虑到巷道顶板较为破碎，将顶板中间和最外侧的2根普通锚杆更换为注浆锚杆。普通锚杆规格为φ20 mm2 400 mm的螺纹钢锚杆，间排距800 mm900 mm，每个锚杆钻孔放2块Z2860树脂药卷，保证锚杆的锚固长度不少于1.2 m，预紧力不低于45 kN。注浆锚杆采用φ25 mm2 400 mm的中空螺纹钢锚杆，间排距1 600 mm1 800 mm，距巷帮300 mm，隔排布置，与巷道两帮成25°角。锚索采用间距1 600 mm，排距1 800 mm的隔排布置方式，锚固方式为端锚。金属网采用10#铁丝进行编制的菱形网，网格间距50 mm×50 mm。

3.2 巷道两帮的支护措施

巷道两帮在叠加支承压力的作用下，发生了严重的片帮现象，局部地带片帮深度甚至超过了600 mm，为有效控制片帮，采取锚网支护并布置卸压孔的方式。在两帮各布置4根锚杆，顶角锚杆与底角锚杆分别与巷道顶板及底板成25°角，除底角锚杆采用注浆锚杆外，其余各锚杆均为普通锚杆，锚杆间排距700 mm×900 mm。加设钢筋梯，通过钢筋梯将帮部4根锚杆联接在一起，形成组合锚杆结构，同时提高锚杆的预紧力，从而形成有效的主动支护结构，以控制两帮移近、片帮。金属网仍采用与顶板布置相同的金属网。在巷道两帮布置2排卸压孔，孔径45 mm，孔深2.5 m，排距900 mm。

3.3 巷道底板的的支护措施

对于两巷的底板，主要采取底板锚、梁、网附加卸压孔的支护方案。锚杆及金属网仍采用与顶板使用同种规格的锚杆及金属网，底梁采用3.2 m长槽钢制作。在条件允许时在巷道底板中部打几排φ45 mm2 500 mm的卸压孔，卸压孔间排距150 mm150 mm。

3.4 顶底帮整体化支护

巷道帮部采用锚杆结合钢筋梯的组合支护，底部采取底板锚梁网的支护方式，在此基础上结合角部锚杆以及补全金属网和钢筋梯，使得巷道各部支护结构形成整体联合支护结构，即“顶底帮整体化”支护，使巷道各部分变形相互协调，体现围岩—支护结构共同变形作用机理。

巷道锚固支护方案如图3所示。

图3 巷道锚固支护示意

4 开采过程中所采取措施

鉴于工作面才是煤炭生产的直接场所，所以在近距离煤柱下开采的条件下，仅对回采巷道进行加强支护是远远不够的，还需在开采过程中采取一系列措施以减小工作面顶板的破坏程度，以避免工作面顶板切顶等事故的发生，采取的具体方法如下[5]：

(1)调整采高。在工作面推进到距离煤柱边缘约10 m左右时，将采高逐步由3.0 m降至2.4 m，这样煤柱边缘的煤皮厚度保持在0.6 m左右，而且必须是全工作面留住顶煤。工作面全部推出煤柱后，将采高逐步由2.4 m增加到原采高3.0 m。经实际观测，采用降低采高的方法后，在推进到煤柱下开采时，工作面顶板破裂程度有很大改观。

(2)调斜工作面开采。工作面在推进或推出煤柱时，端面顶板属于卸载区，是片帮、漏顶、冒矸的易发段。因此，在调斜工作面以后，可以将工作面片帮、漏顶、冒矸的易发段控制在一个较小的范围之内，以避免全工作面处于易发段，同时对于加快煤柱下工作面的推进速度也有很大帮助，使工作面较顺利推进或推出煤柱。

(3)快速通过煤柱下的开采区域。对于在煤柱下开采的客观实际情况，1110巷、1120巷及采煤工作面必然会受到较大的矿山压力的影响。根据国内相关文献资料研究成果，当工作面推进到煤柱下开采时，适当加快工作面的推进速度，对于正常开采是十分有利的。

5 支护效果观测

将煤帮金属网与底板锚梁网相连后，可以达到对巷道整体化治理的目的，可以有效地控制巷道底鼓及两帮内挤，使整个巷道围岩变形比较协调，经过1 a的围岩变形观测，巷道的顶板下沉量少于120 mm，两帮移近量不超过700 mm，底鼓情况也有很大改观，可见巷道采用“整体化支护”之后取得了良好的效果。

6 结 论

鉴于1100工作面及两巷的破坏特点，对两巷围岩破坏机理进行了分析，提出了巷道支护的“顶底帮一体化”措施，同时在工作面推进到煤柱附近开采时也采取了一些通过煤柱的技术措施，成功地解决了在近距离采空区煤柱下开采软岩巷道的支护问题，保证了采煤工作的顺利进行，取得了较好的经济技术效果。

(1)在布置回采巷道时要合理选择回采巷道位置，尽可能避免在煤柱下布置及避开软弱岩层。

(2)要采用刚柔并济的整体化支护结构，软岩巷道具有大变形及流变性的特点，支护结构应与围岩变形协调，以提高围岩的自承能力为目的。

(3)通过在巷道两帮及底板布置卸压孔，利于高应力向围岩深部转移，改善了巷道与支护结构的作用环境，维护了支护结构的稳定，且该方法经济实用。

(4)在实际生产中虽然采取一系列措施加强巷道的支护强度，但一定要重视让巷道的围岩有一定的变形空间，否则将达不到理想的支护效果。

(5)锚杆支护是软岩巷道最有效的支护方式，但单根锚杆的作用范围是有限的，可通过钢筋梯将锚杆联合起来，形成组合锚杆结构，发挥出更大作用。

[1] 钱鸣高，石平五，许家林．矿山压力与岩层控制[M]．徐州：中国矿业大学出版社，2010：110-119． Qian Minggao，Shi Pingwu，Xu Jialin．Mining Pressure and Strata Control[M]．Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2010：110-119．

[2] 吴士良，秦乐尧．刀柱采煤法采空区下长壁采场顶板控制研究[J]．山东科技大学学报：自然科学版，2000，19(4)：102-104. Wu Shiliang，Qin Leyao．Study on longwall face roof control beneath the gob area mined with pillar supporting method[J]．Journal of Shandong University of Science and Technology：Natural Science，2000，19(4)：102-104.

[3] 杨光玉，贺兴元 ．局部煤柱下安全采煤技术[J]．煤炭科学技术，2001，29(10)：16-19． Yang Guangyu，He Xingyuan．Safety coal mining technology with partial coal pillars[J]．Coal Science and Technology，2001，29(10)：16-19．

[4] 王庆照，林雪礼，井绪文，等．二次采动煤巷破坏机理及控制技术[J]．金属矿山，2009(S)：649-652． Wang Qingzhao，Lin Xueli，Jing Xuwen，et al．Secondary mining roadway damage mechanism and control technology[J]．Metal Mine，2009(S)：649-652．

[5] 孙海龙．在缓斜厚煤层煤柱下综采的实践[J]．矿山压力与顶板管理，1994(4)：31-36． Sun Hailong．Practice on fully-mechanized mining under pillars of gently-inclined thick coal seam[J]．Ground Pressure and Strata Control，1994(4)：31-36．

(责任编辑 石海林)

Practice of Mining Under Pillars in Close-distance Mined-out Area in Soft Rock Layer

Zhu Cheng1Duan Jun1Sun Zhichao2Xu Zheyang3Geng Liangliang1

(1.MiningResearchInstitute，InnerMongoliaUniversityofScienceandTechnology，Baotou014010，China；2.SchoolofMathematics，PhysicsandBiologicalEngineering，InnerMongoliaUniversityofScienceandTechnology,Baotou014010，China；3.HulunbeierDongmingMiningCo.，Ltd.，Hulunbeier021000，China)

Longwall mining under coal pillars in close-distance goaf will be influenced by the remained coal pillars at upper coal seam and the dynamic pressure of the coal face.In view of the characteristics that the roof and floor of No.9 coal seam of some coal mine in Urumqi are soft，the jointed support scheme of collaborative support of beam and cable + grouting reinforcement of top and bottom corners，side-wall bolting + bottom anchor and beam support+ full-section net is proposed after analyzing the failure mechanism of surrounding rocks，namely the integrated treatment of roof，floor and side-wall.Arranging the pressure-relief hole in the roadway is conducive to transfer high stress into the deep tunnel and improve the stress condition of surrounding rocks and support structures.The practice has proved that these measures effectively solved the issues such as roof damage in mining roadway，coal wall spalling and floor heaving etc..Approaches adopted in mining process，including reducing mining height，inclining working face，accelerating working face through coal pillars greatly improved the production conditions in working face，and ensured the mining safety.

Soft rock layer，Close-distance seams，Geological structure，Mining under pillar，Roadway supporting

2014-11-25

朱 成(1990—)，男，硕士研究生。通讯作者 段 军(1962—)，男，教授，博士，硕士研究生导师。

TD823

A

1001-1250(2015)-03-076-04