窄煤柱護(hù)巷技術(shù)在采煤工作面接續(xù)中的應(yīng)用

武　利

（1.太原理工大學(xué)，山西太原　030024；2.內(nèi)蒙古李家塔煤礦，內(nèi)蒙古鄂爾多斯　017200）

窄煤柱護(hù)巷技術(shù)在采煤工作面接續(xù)中的應(yīng)用

武利1，2

（1.太原理工大學(xué)，山西太原030024；2.內(nèi)蒙古李家塔煤礦，內(nèi)蒙古鄂爾多斯017200）

為保證棋盤井煤礦工作面接續(xù)，并最大限度提高煤炭回收率，決定采用沿空掘巷完成工作面間的接替。通過(guò)理論計(jì)算確定了沿空掘巷窄煤柱的合理寬度，運(yùn)用數(shù)值模擬軟件分析比較各種支護(hù)方案對(duì)巷道圍巖變形的控制效果，確定了適合0913工作面回風(fēng)順槽的錨桿支護(hù)參數(shù)?；夭善陂g對(duì)巷道變形量的觀測(cè)結(jié)果表明：所設(shè)計(jì)的煤柱寬度及支護(hù)參數(shù)能夠很好控制巷道圍巖變形。

窄煤柱護(hù)巷數(shù)值模擬煤柱寬度錨桿參數(shù)

為提高煤炭回收率，減少巷道壓力，保證工作面接續(xù)，在工作面順槽常采用沿空留巷窄煤柱護(hù)巷技術(shù)，國(guó)內(nèi)學(xué)者對(duì)于沿空掘巷圍巖控制機(jī)理、礦壓顯現(xiàn)特征及其控制技術(shù)已有成熟的研究［1-4］，但是對(duì)于窄煤柱護(hù)巷技術(shù)的研究正處于探索期，利用理論計(jì)算、數(shù)值模擬的研究方法對(duì)棋盤井煤礦合理窄煤柱寬度及回風(fēng)順槽錨桿支護(hù)參數(shù)進(jìn)行設(shè)計(jì)，優(yōu)化了回采巷道的支護(hù)方案， 并在棋盤井煤礦0913綜放工作面進(jìn)行了工業(yè)性試驗(yàn)。

1　工程概況

棋盤井煤礦0913工作面回風(fēng)順槽布置在9號(hào)煤層中，巷道沿煤層頂?shù)装寰蜻M(jìn)。根據(jù)棋盤井煤礦采掘接替要求，0913工作面需要在0912工作面回采結(jié)束前準(zhǔn)備完畢。

2　窄煤柱寬度的確定

計(jì)算公式為：

式1中：x1—上區(qū)段工作面開(kāi)采而在下區(qū)段沿空掘巷窄煤柱中產(chǎn)生的破碎區(qū)，其寬度按下式計(jì)算。

式2中：m—煤層采厚，m；A—側(cè)壓系數(shù)；A=μ/1-μ，式中μ為泊松比；φ0—煤層界面的內(nèi)摩擦角，°；C0—煤層界面的粘聚力，MPa；k—應(yīng)力集中系數(shù)，3左右；γ—巖層平均容重，kN/m3；H—巷道埋深，m；Px—對(duì)煤幫的支護(hù)阻力，若上區(qū)段采空區(qū)側(cè)支護(hù)已拆除，可取Px=0，若上區(qū)段采空區(qū)側(cè)采用錨桿支護(hù)，則取Px=0.1；x2—巷道窄煤柱幫錨桿有效長(zhǎng)度，再增加15%的富裕系數(shù)，m；x3—考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定性系數(shù)，按0.2（x1+x2）計(jì)算。

將試驗(yàn)巷道0913工作面回風(fēng)順槽的參數(shù)帶入公式（2-2）進(jìn)行計(jì)算。其中：m=3.2m，A=0.33，φ0=20°，k=3，γ=0.025MPa，H=425m，C0=2.0MPa，Px=0。得出：

x1=1.47m

x2=1.15×2.4=2.76m

x3=0.2×（1.47+2.76）=0.85m

B=x1+x2+x3=1.47+2.76+0.85=5.08m

煤柱越小，采出率越高，煤柱過(guò)窄，巷道圍巖整體性差、承載能力小，同時(shí)，錨桿錨固穩(wěn)定性也不能保證。因此，結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果，又考慮現(xiàn)場(chǎng)施工的方便，最終確定合理的窄煤柱寬度為5m。

3　沿空掘巷錨桿支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)

3.1數(shù)值模擬模型及方案

計(jì)算模型的范圍為200 m×100 m×45.8 m（長(zhǎng)×寬×高）。該模型側(cè)面限制水平移動(dòng)，底部固定，模型上表面為應(yīng)力邊界，施加的荷載為10.0 MPa，模擬上覆巖層的自重；水平方向的側(cè)應(yīng)力系數(shù)為1.2，荷載大小為12.0MPa。采用單因子變量法，分別設(shè)置不同的錨桿預(yù)緊力（設(shè)為10kN、20kN、）、錨桿長(zhǎng)度（設(shè)為2000mm、2200mm、2400mm、2600mm）、錨桿間排距（分別設(shè)為700mm、800mm、900mm、 1000mm）。進(jìn)而考察不同參數(shù)下巷道圍巖變形量。

3.2數(shù)值模擬結(jié)果及分析

隨著預(yù)緊力的逐漸增大，其形成的頂板有效應(yīng)力場(chǎng)的范圍也在不斷擴(kuò)大，支護(hù)效果良好。通過(guò)上面數(shù)值模擬研究確定預(yù)緊力大小為20kN。隨著頂錨桿長(zhǎng)度的增加，巷道圍巖變形規(guī)律如下：當(dāng)錨桿長(zhǎng)度從2.0m增加到2.4m的過(guò)程中，頂板下沉量、幫變形量、實(shí)體煤幫變形量分別減小了83mm，46mm，48mm，底鼓量基本不變；頂錨桿長(zhǎng)度從2.4m增加到2.6m，巷道圍巖變形量變化不大。因此，頂板錨桿長(zhǎng)度最終確定為2.4 m。當(dāng)錨桿排距從700 mm增加到800 mm，再到900mm，頂板下沉量、窄煤柱幫和實(shí)體煤幫變形量均有增大，錨桿排間距繼續(xù)加大時(shí)，其巷道變形增加速度更快。因此，錨桿排距確定為800 mm。當(dāng)頂錨桿間距從700mm變化到800mm時(shí)，頂板下沉量、窄煤柱幫變形量、實(shí)體煤幫變形量均有增加，底鼓量變化不大，當(dāng)頂錨桿間距從800mm變化到900mm時(shí)，巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定。因此，頂錨桿間距確定為800mm。

4　工業(yè)性試驗(yàn)

4.1觀測(cè)方案

試驗(yàn)地點(diǎn)在棋盤井煤礦0913工作面回風(fēng)順槽，主要進(jìn)行回采期間巷道表面位移監(jiān)測(cè)，包括頂板下沉、兩幫移近及底鼓等。在0913回風(fēng)順槽沿0912工作面回采方向布置5個(gè)觀測(cè)站，巷道斷面測(cè)點(diǎn)布置采用十字交叉法。

4.2觀測(cè)結(jié)果

0912工作面回采期間，經(jīng)過(guò)近2個(gè)月的監(jiān)測(cè)，0913回風(fēng)順槽5個(gè)測(cè)站巷道兩幫最大變形量為268mm，頂板最大變形量為150mm；底板最大變形量為309mm。采動(dòng)影響期間，底板經(jīng)過(guò)適當(dāng)臥底處理后，巷道斷面完全能夠滿足礦井通風(fēng)、行人的要求，巷道圍巖整體控制效果較好。

5　結(jié)語(yǔ)

（1）根據(jù)棋盤井煤礦0913工作面的地質(zhì)參數(shù)，并結(jié)合極限平衡理論，最終確定沿空掘巷窄煤柱的合理寬度為5 m。（2）運(yùn)用數(shù)值模擬軟件分析比較各種支護(hù)方案對(duì)巷道圍巖變形的控制效果，確定了適合0913工作面回風(fēng)順槽的錨桿支護(hù)參數(shù)。（3）經(jīng)過(guò)現(xiàn)場(chǎng)對(duì)巷道變形量的監(jiān)測(cè)，在0912工作面回采期間，底板經(jīng)過(guò)適當(dāng)臥底處理后，巷道斷面完全能夠滿足礦井通風(fēng)、行人的要求，巷道圍巖整體控制效果較好。

［1］柏建彪，王衛(wèi)軍，侯朝炯.綜放沿空掘巷圍巖控制機(jī)理及支護(hù)技術(shù)研究［J］.煤炭學(xué)報(bào)，2000（5）：478-481.

［2］陳慶敏，陳學(xué)偉，金泰，等.綜放沿空巷道礦壓顯現(xiàn)特征及其控制技術(shù)［J］.煤炭學(xué)報(bào)，1998（4）：382-385.

［3］曹勝根，繆協(xié)興.超長(zhǎng)綜放工作面采場(chǎng)礦山壓力控制［J］.煤炭學(xué)報(bào)，2001（6）：621-625.

［4］繆協(xié)興，錢鳴高.超長(zhǎng)綜放工作面覆巖關(guān)鍵層破斷特征及對(duì)采場(chǎng)礦壓的影響［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2003（1）：45-47.