神农煤业15102 工作面沿空掘巷技术研究

曹育杰

（山西煤炭运销集团神农煤业有限公司，山西 高平 048400）

1 工程概况

神农煤业15102 综采工作面开采煤层为太原组15 号煤层。煤层均厚3.79 m，煤层结构中等，稳定性较好，煤层顶板为石灰岩，均厚1.5 m，煤层底板为砂质泥岩，平均厚7.22 m。工作面回风顺槽位于15 号煤煤层内，沿煤层顶板掘进，设计长度为498.2 m，巷道标高+738~+780 m，巷道设计断面为4 200 mm×4 000 mm。由于先前采区留设煤柱宽度在20 m，对于煤层回采带来浪费，煤柱变形较为严重，因此对留设小煤柱是否合理进行研究。工作面巷道布置图见图1。

图1 15102 工作面巷道布置平面图

2 15102 工作面沿空掘巷煤柱合理宽度计算

2.1 煤柱宽度上限计算

当上区段回采完成后，煤层顶板发生垮落从而充填采空区。由于上覆岩层垮落造成基本顶发生断裂现象。根据我国学者对沿空巷道上覆岩层移动的研究，可将基本顶断裂后与下区段煤层形成一个弧形三角块，即关键块体B。由于弧形三角块一侧位于采空区矸石之上，另一侧下侧在未开采的煤层，和相邻的岩块呈现为铰接结构，因此关键块体B 影响着沿空掘巷留设的煤柱内应力分布。在上区段回采完成后，工作面基本顶发生断裂现象，会在断裂两侧形成应力降低区（S1）和应力升高区（S2）。顶板断裂后力学模型如图 2 所示[1-2]。

图2 沿空掘巷基本顶断裂力学模型图

根据关键块体B 在煤柱中形成应力降低区（S1）和应力升高区（S2）两区域，因此沿空掘巷必须布置在应力降低区（S1），从而保证巷道的稳定。因此需要对应力降低区（S1）的范围进行估算。

为确定应力降低区（S1）的宽度将其受到的支撑压力近似于工作面初次来压时基本顶的自重相同，即：

式中：σy为侧向支承压力，Pa；G0为断裂区发生塑性变形的煤体刚度，Pa；y0为煤壁煤体压缩量值，m；γ 为煤层基本顶容重，kN·m3；α 为 15102 工作面长度，m；M为基本顶厚度，m；L为基本顶来压步距，m。

根据基本顶的初次来压步距：

式中：σt为基本顶抗拉强度，Pa；q为煤层基本顶承受上覆岩层的载荷，Pa；

通过把（1）式和（2）式联立可得：

将15102 综采工作面相关数据，计算得到应力降低区（S1）区域宽度为17 m。由于应力降低区S1≥L 煤柱+L 巷道，而沿空巷道宽度L 巷道=4.2 m，则可知 L 煤柱的最大值为12.8 m。

2.2 煤柱宽度下限计算

15102 工作面预留煤柱两侧分别为上区段被矸石充填的采空区以及下区段开采煤层，根据围岩极限平衡理论，预留煤柱最小宽度应该大于因上覆岩层破坏造成煤壁发生塑形变化的长度x1与下区段煤层为保证巷道安全铺设锚杆的距离x2之和，再加上一定的安全距离x3，其中x1按4 式计算，x3取0.15~0.35倍的（x1+x2）。

式中：m为 15102 工作面采高，取 3.12 m；C0为煤柱与顶底板交界处的粘聚力，取0.8 MPa；K为集中应力系数，取 1.8；λ为巷道侧压系数，取 0.32；φ0为 12号煤层内摩擦角，取35°；γ为上覆岩层平均容重，取 25 kN·m3；H为回风巷道埋深，取 400 m；Px为煤柱采空区一侧的支护阻力，取0.2 MPa。

将数据代入上式计算可知x1=6.45 m，煤柱最小宽度L为10.18~11.95 m。

根据对煤柱宽度上下限进行计算可知，15102 工作面沿空掘巷煤柱留设11 m 煤柱较为合理。

3 巷道围岩控制技术

3.1 煤柱内部应力监测

为了掌握研究15102 工作面在回采期间小煤柱内部应力变化，因此在工作面前方100 m 的位置布置12 个测点，每个测点间隔0.8 m。12 个测点分别对距离煤壁深度1~6.5 m 进行应力监测，监测布置图如图3 所示。

图3 煤柱内部应力监测方案示意图

通过对15102 工作面的推进，对12 个测点在超前工作面 10、20、35、50、80 m 数据进行绘制得出煤柱内部应力分布曲线如图4 所示。

图4 煤柱内部应力分布曲线图

根据图4 我们可以发现超前工作面距离不同，但是围岩应力在煤柱内部深度分布趋势相同。随着在煤柱内部监测深度的增加，煤柱内压力均呈现出先增加后减小的状态，其中峰值出现在距离煤壁深度3.5 m的位置。

经过现场实测可知在15102 工作面回采过程中煤体侧0~3 m 的范围为支承压力降低区，煤体发生塑性变形。距离煤壁3~5 m 范围为煤柱弹性区，而煤柱侧6.5~10 m 范围靠近15102 采空区围岩强度发生变形，承载能力降低。

3.2 15102 回风巷道支护方案

在回采区间煤柱侧0~3 m 的范围内围岩承载能力降低，两帮移近量增加，最大量达到2 m，严重影响了工作面正常回采。结合我国学者对小煤柱支护的实施方案，因此采用锚杆+长短锚索进行一次锚固和煤柱边缘进行注浆加固进行二次加固的方法[3~5]。

1）顶板支护。巷道顶部采用2 根φ21.8 mm，长8 300 mm 的长锚索和5 根φ21.8 mm，长5 200 mm短锚索进行支护。每排布置5 根锚索每根锚索间距为950 mm，每隔850 mm 布置1 排锚索。中间3 根锚索垂直巷道顶板布置，靠近壁帮的锚索与竖直方向呈30°布置。2 根长锚索为加强支护，垂直顶板布置，锚索距离巷道中心线600 mm。每根锚索均采用1 支K23100 和2 支Z2360 树脂锚固剂对顶板锚杆进行锚固，以及配设厚8 mm，长×宽为200 mm×120 mm 的托盘。

2）实体煤巷帮支护。回风巷实体煤巷帮用5 根左旋螺纹钢直径为20 mm，长2 400 mm 的锚杆进行支护。除距离巷道顶板最近的锚杆均垂直煤巷帮布置，锚杆从距离巷道底板300 mm 开始布置，每根锚杆间隔850 mm，每根锚杆采用1 支K2360 和1 支Z2360对锚杆锚固。

3）煤柱帮支护。回风巷煤柱帮用5 根左旋螺纹钢直径为20 mm，长2 400 mm 的锚杆进行支护。锚杆布置方式与实体煤侧相同。由于煤柱帮受采动应力影响较大，采用2 根Φ15.2 mm×长4 200 mm 的钢绞线锚索进行加强支护。

15102 回风巷道具体支护方案如图5 所示。

图5 15102 回风巷道支护方案

4）煤柱帮注浆加固。注浆材料为水、添加了TWK—1 复合剂的425 号普通硅酸盐水泥和TWK2固化剂。注浆孔孔深为3.0 m，其布置方式为五花孔，其中上部和下部孔分别距离顶底板1m，中部钻孔位于巷道中央，上部孔斜向上15°布置，中部和下部孔垂直于煤柱帮布置，相邻孔间距为2.0 m。注浆加固后对煤柱进行密闭防止有害气体溢出。

3.3 支护效果分析

在对15102 回风巷道工作面支护后，分别对回风顺槽顶板下沉量和两帮移近量进行统计绘制图7 及图8。

根据图6 可知，15102 工作面回风顺槽在掘进期间顶板在1~10 d 内增长较快，10 d 后逐渐变缓，巷道顶板下沉量共计22 mm，巷道维护良好。在回采期间，巷道顶板经过慢快慢的变化趋势，60 d 后下沉量为200 mm。

图6 回风顺槽顶板下沉量图

图7 回风顺槽两帮移近量图

由图7 可知，15102 工作面回风顺槽掘进期间两帮15 d 累计位移量为0.12 m，之后趋于稳定。在回采期间，对煤柱帮进行支护加固后变形仅为0.05 m，而实体煤帮60 d 后位移累积为1.0 m。由此可见采用锚杆+长短锚索联合支护+煤柱帮注浆加固很好的控制了巷道围岩的位移。

4 结 论

1）通过构建基本顶断裂力学模型和极限平衡理论，对沿空倔巷煤柱留设宽度进行计算，确定了15102 工作面煤柱留设宽度为11m，掘进期间采用锚杆+锚索进行支护。在对15101 工作面回采时煤柱内部应力进行监测，得出煤柱侧0~3 m 范围出现塑性破坏，对煤柱帮采用注浆的方式进行二次支护。

2）在对巷道掘进和回采期间顶板、两帮位移量进行观测，支护方案有效解决了留设11 m 小煤柱稳定问题，为其他工作面提供了经验。