综放工作面邻空巷强矿压显现综合防治技术研究

黄嘉伟

(1.太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024； 2.大同煤矿集团 工会，山西 大同 037003)



综放工作面邻空巷强矿压显现综合防治技术研究

黄嘉伟1,2

(1.太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024； 2.大同煤矿集团 工会，山西 大同 037003)

针对同忻矿5104巷道压力大的情况，特别是超前支护段压力显现强烈的表现，分析了煤层赋存状况、煤层顶底板状况、上覆采空区情况、工作面布置方式等，并提出了具有针对性的“支卸结合”控制措施。措施实施之后，5104巷道压力得到了有效的控制，没有强烈矿压的发生，虽然增加了支护和卸压成本，但经济效益和社会效益明显，为今后顺利开采创造了条件，也为开采相同煤层积累了顶板管理方法。

综放工作面；矿压显现；支护；卸压

同忻矿5104巷为8104工作面的回风巷，相邻8105工作面采空区，两工作面之间留设有38 m宽的保护煤柱。工作面开采前期，在局部巷段已有压力显现发生，表现为两帮和顶板的浆皮破裂离层，顶板下沉，最为明显的是底板鼓起，混凝土浇筑的底板被顶起、折断，影响车辆通过。随着工作面的开采，发生压力显现的区域逐步增大，已有压力显现的地段则压力更为明显，两帮鼓起0.5～1.2 m，尤其以煤柱侧更为严重，巷道顶板下沉明显，局部巷段顶板钢带弯曲变形，锚杆和锚索绳被拉断失效。而影响最为严重的是超前工作面50～100 m巷道。巷道顶板离层下沉严重，下沉量0.8～1.0 m，巷道底板鼓起，底鼓量0.5～1.0 m，钢梁弯曲甚至折断，单体柱活柱下缩量大，甚至无行程，两帮内挤量1.5～2.0 m，两侧木垛受压严重变形，受到帮鼓导致木垛呈弓形，浆皮基本全部破裂离层，煤壁片帮。

因此，为了确保安全生产，分析巷道强矿压显现及原因，并采取控制措施，释放并减小巷道压力是非常必要的。

1 概 述

8104工作面所采煤层系同忻矿北一盘区石炭系3#～5#煤层，地面标高1 173～1 293 m，平均1 239 m，工作面标高806～794 m，平均800 m，面积358 648 m2，可采储量700万t，煤层厚度7.88～21.57 m，平均16.42 m，煤层倾角1°～3°，属于近水平煤层，平均埋深465 m. 煤层以半亮型煤为主，半暗型煤次之，弱玻璃到玻璃光泽，块状，参差状或阶梯状断口，内生裂隙发育，夹有镜煤条和薄层暗煤，少量镜煤呈宽条状分布，较破碎，易塌落，为复杂结构。直接顶为砂质泥岩，基本顶为坚硬的粗粒砂岩且厚度较大。对应上覆永定庄矿侏罗纪9#、11#煤层已采空，12#、14#煤层前1 300 m范围内已采空，后半部为不可采区，15#层采空范围为8104工作面前部约400 m，与3#～5#煤层层间距约为115 m，侏罗系14#煤层与3#～5#煤层层间距为125～140 m.

8104工作面为一进二回三巷布置，3条巷道相互平行且与盘区3条大巷呈88°,其中2104巷、5104巷沿3#～5#煤层底板布置，8104顶回风巷沿3#～5#煤层顶板稳定岩层开掘，与5104巷内错20 m平行布置；切眼巷与两顺槽巷及顶回风巷垂直布置。

2 巷道压力分析

针对5104巷道压力大的情况，特别是超前支护段压力显现强烈的表现，通过对本煤层赋存状况、煤层顶底板状况、上覆采空区情况、工作面布置方式等分析研究，同时参考大量有关资料，得出该巷道压力大主要有以下几个方面原因：

1) 巷道相邻采空区是导致巷道压力大的直接因素。8105工作面同样采用一次采全高放顶煤方法开采，其开采后采空区顶板将在5104巷煤柱侧形成悬臂梁结构，保护煤柱成为悬梁的主要承压实体，悬梁结构的活动破断势必会造成煤柱的应力集中，5104巷道长期处在高应力的作用下导致巷道围岩失稳，巷道变形破坏严重。

2) 对应上覆留设的集中煤柱加剧了巷道变形。上覆留设的煤柱本身存在巨大的静压力，通过8106工作面的开采，破坏了原有的应力平衡，加剧了双系间的顶板破断，而坚硬岩层传力效果好，上覆煤柱的活动能够将静压力传递至3#～5#煤层，使其受力增大，巷道变形加剧。

3) 坚硬的砂岩顶板给强矿压创造条件。3#～5#煤层与侏罗系14#煤层层间距130～150 m，之间以坚硬的砂岩和砾岩为主，其中分布的4层主次关键层平均厚度大于14 m，不易垮落，坚硬顶板悬露面积大，容易积聚弹性势能，而达到极限垮落断距时会释放大量能量，顶板破断下沉产生的载荷作用在顶煤上，由于顶煤硬度大，传力效果好，从而导致巷道的矿压显现，工作面超前支护巷道段强矿压显现可以说明。

4) 工作面采空区顶板悬露面积“见方”时对巷道矿压显现影响明显。工作面采至采空区顶板“见方”时，说明工作面达到充分采动，关键层破断下沉使巷道围岩载荷增加，巷道变形量加大。

3 综合防治技术研究

通过对5104巷道强矿压显现及原因分析，采取多项控制措施，由原先单一的加强支护到“支卸结合”的综合治理手段，使巷道压力逐步释放并减小。

3.1 支护技术

在巷道顶板补强“锚索+工字钢”支护，以及局部破碎段再加组合锚索支护预防顶板下沉，两帮补打“锚索+托盘”支护，防治巷帮鼓起，同时超前支护段采用三排单体液压支柱支护顶板，支护距离超前工作面150 m，在巷道两帮支设木垛，支护距离超前工作面200 m.

1) 锚索+工字钢：锚索d21.8 mm×10 400 mm，钢梁4.0～4.8 m长12#矿用工字钢，“一梁三锚”，间距1.6 m，锚索托盘拱形可调心200 mm×200 mm×16 mm.

2) 组合锚索：每组锚索长度为两根d21.8 mm×8 300 mm、两根d21.8 mm×6 300 mm和1根d21.8 mm×10 300 mm(托板中孔)，托板为600 mm×600 mm×16 mm五孔钢板，间距3.5 m，排距为1.8 m，两排交错1.75 m布置。

3) 护帮锚索：锚索d21.8 mm×4 000 mm，300 mm×300 mm×16 mm拱形可调心钢托板，间排距1 800 mm×1 800 mm，两排交错0.9 m形成三花布置。

4) 超前支护段巷道支设木垛：木垛使用1.0 m、2.0 m道木，短木沿倾向布置，长木沿走向布置，支设时先支煤柱侧木垛，之后再支采煤侧，必须保证木垛净宽不小于2.0 m.

5) 超前支护段巷道支设3排单体：超前支护单体支柱必须保证3排，巷中支设一排，两侧距木垛0.5 m各支一排，柱距1.2 m，排距1.0 m.

3.2 卸压技术

由于煤柱侧形成的悬臂梁结构的特点，煤柱长期受到高应力的作用导致巷道围岩失稳，通过卸压技术能够改变煤柱受力状态，缓解巷道矿压显现的强度。

1) 卸压孔。为缓解煤柱受力，破坏煤体整体性，增加自由面，使煤体本身能吸收一部分能量，使顶板弹性能在煤柱上得以缓解释放，避免能量大量集中而造成巷道变形。布置在巷道两帮打卸压孔卸压。卸压孔d108 mm，孔深15 m，三花布置，向上倾角5°，距顶板1.0 m布置第一排孔，间隔0.8 m布置第二排，单排孔间距1.0 m，两排相邻孔距0.5 m.

2) 预裂切顶。通过高压水的作用对顶板进行人为的切断，使采空区顶板及时垮落，破坏顶板的整体连续性，减小顶板来压时的冲击强度。总结以往开采的经验和巷道实际的压力显现情况表明：巷道煤柱侧的超高应力区和工作面超前煤壁100 m巷段是重点需要释放压力的区域，所以同时实施两套预裂切顶的方案。

方案一：8104面开采前，在8104顶抽巷距8104面切眼200～1 560 m段已施工水力致裂孔59个，钻孔布置示意图见图1. S1孔深40.5～42 m，S2孔深30.5～32.5 m，终孔位置岩性为含砾粗砂岩(图中S3孔原设计钻孔方向为8104面采空区，实际未在8104顶抽巷施工)，设计孔间距20 m，钻孔方向为8105面与8104面煤柱，孔垂高4.6～12.5 m，孔径d50 mm，使用天津3BZ6.763-200三柱塞高压注水泵，致裂压力一般达15～25 MPa，时间15 min左右。

图1 8104顶抽巷水力致裂示意图

方案二：为切断本面采空区悬板，缓减5104巷超前压力，在5104巷实施水力致裂。采位35～165 m已致裂完成8个孔，孔深31～39 m，终孔位置为3#～5#煤层上9 m，钻孔方向为本面采空区。采位460～1 640 m设计水力致裂孔120个，水力致裂孔两个为一组，开孔位置为5104巷顶板距采煤侧帮1 m处，同一组孔两孔开孔位置相距5 m，两组孔间距20 m. 终孔位置为3#～5#煤层顶板向上10～11 m处，岩性为粗砂岩、中砂岩。钻孔布置示意图见图2.

图2 5104巷水力致裂示意图

4 总 结

1) 针对5104巷道压力大的情况，特别是超前支护段压力显现强烈的表现，分析了煤层赋存状况、煤层顶底板状况、上覆采空区情况、工作面布置方式等；并提出了具有针对性的“支卸结合”控制措施。

2) 以上防治措施实施之后，5104巷道压力得到了有效控制，没有强烈矿压的发生，虽然增加了支护和卸压成本，但经济效益和社会效益明显，为今后顺利开采创造了条件，也为开采相同煤层积累了顶板管理方法。

[1] 钱鸣高,石平五,许家林，等.矿山压力与岩层控制[M].北京：中国矿业大学出版社,2010：42-43.

[2] 孔令海,姜福兴,刘 杰，等.特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度的微地震监测[J].煤炭学报，2009(7):59-61.

[3] 黄庆国.塔山煤矿特厚煤层综放开采关键技术[J].煤炭科学技术，2009(2):332-336.

Study on Comprehensive Prevention and Control Technology of Strong Strata Pressure Behavior in Fully Mechanized Caving Face Adjacent Goaf

HUANG Jiawei

In view of the situation of high pressure in No.5104 roadway in Tongxin coal mine, especially the pressure of advanced support section, the coal seam deposit condition, coal seam roof and floor condition, overburden mined-out area and working face arrangement are analyzed. And the targeted control measures for support and unloading are put forward. Implementation of the measures made the roadway pressure in No.5104 being effectively controlled, no strong new occurrence of mine pressure, although costs increased in support and pressure relief, the economic and social benefits are obvious. The practice accumulated valuable experience for roof management in similar case.

Fully mechanized caving face; Strata pressure behavior; Support; Pressure relief

2017-02-06

黄嘉伟(1986—)，男，山西阳高人，2009年毕业于中北大学，政工师，太原理工大学在读研究生，主要从事煤矿技术研究工作

(E-mail)tmmarch2017@163.com

TD322

B

1672-0652(2017)03-0025-03