闫彦光

(山西煤炭进出口集团有限公司宏远煤矿，山西 晋中 032600)

1 矿井概况

宏远矿作为煤与瓦斯突出矿井，所采15号煤层为不易自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。矿井15号煤层稳定，厚度较大(2.08 m～5.46 m，平均4.28 m)，结构简单，为本区主要可采煤层，但随着开采深度的增加，矿井内煤层瓦斯含量越来越高，瓦斯涌出量也随之增高，在采煤工作面的布置中，顺槽巷道在掘进过程中受到瓦斯的严重影响，很大程度上制约着矿井的采掘衔接平衡，所以，选择合理的煤柱宽度，将沿空掘巷布置在受矿山压力范围最小，同时又能由矿山压力的作用使瓦斯得到充分释放显得尤为重要[1-2]。

原矿井设计中工作面区段保护煤柱宽度为20 m，不但造成煤炭资源的极大浪费，采区回采率降低，而且在采空区相邻综采工作面布置顺槽巷道时，由于采空区残余支承压力，本工作面超前和侧向支承压力作用相互叠加，巷道围岩应力急剧增高，引起围岩应力又一次重新分布，塑性区进一步扩大，应力的反复扰动使围岩比仅受一次采动影响而变形更加激烈，造成该掘进巷道顶板压力较大，支护困难，后期巷道变形严重，给本工作面回采顺槽巷道带来维护工作量大、费用高的难题，更给矿井安全高效带来安全隐患。结合150203综采工作面地质条件，通过理论和实践手段分析沿空掘巷巷道随着工作面的不断向前推进，工作面形成的超前和侧向支承压力的分布规律对煤柱内煤体变形破坏的影响范围，从而需要对沿空掘巷护巷煤柱的合理宽度进行分析研究[3-4]。

2 煤柱宽度理论计算

根据沿空掘巷护巷煤柱保持稳定的力学条件分析可知，当煤柱随综采工作面推进顶板受到不断挤压时，煤柱两侧会产生一定程度的塑性变形，而煤柱中间会形成一定范围的弹性核区。巷道保护煤柱的水平宽度计算见式(1)。

(1)

式中：S1为巷道保护煤柱的水平宽度，m；H为巷道的最大垂深，m；M为煤层厚度，m；f为煤的强度系数。

经计算，工作面巷道煤柱取22 m。

3 煤柱宽度实践结论

在实际沿空掘巷过程中，当煤柱取22 m时，巷道处于相邻采空区残余支承压力和本综采工作面支承压力相互叠加的峰值范围内，矿山压力较大，煤柱受到的变形破坏严重，原永久支护中锚索和锚杆一定程度上出现拉断、托盘严重变形的情况，导致后期巷道变形比较严重，维护成本较高，同时回采工作面的原岩应力重新分布作用达不到掘进巷道煤柱煤体或是作用范围较小，对煤柱煤体起不到有效的裂隙变形作用，特别是对宏远煤业低透气性高瓦斯煤层群瓦斯中附着状态的瓦斯不能有效地进行解析，瓦斯状态的游离转化效果不好，不利于煤体中瓦斯的扰动释放，导致掘进巷道时受到瓦斯的严重制约，不但严重影响煤巷掘进速度，也是矿井安全生产的主要隐患，所以理论计算受到巷道直接顶、基本顶厚度、上覆岩层变化和矿山压力等影响，理论计算值与实际存在较大出入，为此将沿空掘巷煤柱分别设置为15 m、10 m、7 m、5 m，并加强7 m和5 m小煤柱时沿空掘巷的顶帮支护，最大程度上保持巷道围岩稳定，最后通过巷道顶板锚索测力计、顶底板位移量和两帮变形量的实际观察数据进行实践验证，得出了煤柱不同区域的具体数值,确定了合理的煤柱留设宽度为7 m。

1) 煤柱宽度为7 m和5 m时，150203回风顺槽沿空掘巷巷道支护设计。

顶部：打设6根Ф20 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距距800 mm×800 mm，中间打设2根Ф17.8 mm×11 300 mm锚索，间排距1 000 mm×800 mm。

帮部：采煤帮打设4根Ф18 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800 mm×800 mm；煤柱帮交叉打设2根Ф17.8 mm×4 000 mm锚索+2根Φ20 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800 mm×800 mm。

菱形网：采用Φ3.4 mm镀锌铁丝编制，网格为50 mm×50 mm，网片搭接100 mm。采用“三花”式绑扎，间距100 mm。

钢带：顶板使用Φ16 mm×4.2 m长的六孔钢筋梯子梁，两帮使用Φ12 mm×2.6 m四孔钢筋梯子梁。

托盘：锚杆托盘使用200 mm(长)×200 mm(宽)×10 mm(厚)的钢托盘，锚索托盘用L=350 mm槽钢+150 mm(长)×100 mm(宽)×12 mm(厚)钢板 + 锁具。

锚固剂：顶板锚杆每孔使用一支ck2360树脂锚固剂，帮锚杆每孔使用一支k2360树脂锚固剂，11 300 mm锚索每孔采用一支ck2360和两支 k2360树脂锚固剂，4 000 mm锚索每孔采用一支ck2360和一支 k2360树脂锚固剂。

150203回风顺槽沿空掘巷巷道支护设计图如图1。

图1 150203回风顺槽沿空掘巷巷道支护断面图(mm)

2) 当煤柱宽度为15 m、10 m、7 m和5 m时，150203回风顺槽沿空掘巷巷道分别通过顶板锚索测力计、顶底板位移量实际监测巷道变形量数据曲线(见第90页图2～图4及第91页图5)。

a) 从沿空掘进巷道实践数据可以得出，当留设煤柱为15 m时，顶板位移量最大达到192 mm，顶板锚索受压最大达到43 MPa，巷道处 于相邻采空区残余支承压力和采煤工作面支承压力峰值范围，引起巷道煤帮和支护体受到的矿山压力较大，顶底板位移量较大，巷道围岩表现出激烈变形，永久支护受到很大程度的破坏，稳定性较差；

b) 当留设煤柱为10 m时，顶底板位移量最大达到183 mm，顶板锚索受压最大达到36 MPa；巷道受到相邻采空区残余支承压力和采煤工作面支承压力影响较大，巷道局部变形严重，永久支护中部分锚索受到破坏性作用。

图2 15 m煤柱时顶底板位移变化及锚索测力计情况

图3 10 m煤柱时顶底板位移变化及锚索测力计情况

图4 7 m煤柱时顶底板位移变化及锚索测力计情况

c) 当留设煤柱为7 m时，顶底板位移量最大仅为120 mm，顶板锚索受压最大为23 MPa，巷道受到相邻采空区残余支承压力和采煤工作面支承压力影响最小，顶底板位移量较小，巷道基本不变形，整体稳定性较好；

d) 当留设煤柱为5 m时，顶底板位移量最大达到265 mm，顶板锚索受压最大达到51 MPa，巷道受到的相邻采空区残余支承压力和采煤工作面支承压力最大，永久支护中部分锚索锚杆支护强度已超设计值，基本失去支护效果，同时顶底板位移较大，巷道变形严重。

图5 5 m煤柱式顶底板位移变化及锚索测力计情况

4 结语

由上述结论得出，当煤柱为7 m时，沿空掘巷处于相邻采空区残余支承压力和采煤工作面支承压力的较低值区间，巷道稳定性好，基本不变形，而此时矿压对煤体的作用，恰好使得巷道周边向煤体扩展形成一定范围的塑形变形区，能够很好地把附着状态的瓦斯转变为游离状态，使瓦斯更好的解析、释放，所以在煤巷实际掘进过程中几乎不受瓦斯的影响和制约，煤巷单进水平由原来的60 m/月大幅提高到200 m/月，大大加快了掘进速度，缩短了工作面布置形成时间，也降低了瓦斯对安全生产的极大隐患，对煤与瓦斯突出矿井本就紧张的采掘衔接平衡起到了至关重要的作用，另外，也进一步提高了矿井原煤的回收率，减少了资源浪费，达到多赢的良好效果和作用。