韓鴻燕

（大同煤礦集團煤峪口礦， 山西 大同 037003）

大同煤礦集團大多數(shù)礦井根據(jù)煤層中可采煤炭分布情況、工作面采用跳采方式，新的綜采工作面可能會布置在已采工作面附近、工作面輔助巷道除受到自身工作面的超前支承壓力，還會受到已采工作面采空區(qū)懸梁的殘余支承應力，形成鄰空巷。鄰空巷受到兩種復合壓力影響下，易出現(xiàn)頂板下沉、底板底鼓、幫鼓、支護失效等問題。

單一的支護方案或卸壓方案對該類狀況處置效果并不理想，需要采取多種方法對鄰空巷受到鄰采區(qū)殘余支承應力和工作面自身支承應力都進行控制。本文提出通過主動卸壓與被動卸壓綜合控制方案和多種手段全方位避免鄰空巷下沉、底鼓、幫鼓現(xiàn)象。

1 工作面概況

1.1 8111 工作面概況

8111 工作面井下埋深433～496 m，煤層呈近水平發(fā)育，煤層傾角2°～4°，平均2.5°，煤層厚度5.3～8.1 m，平均厚度6.8 m，工作面面長239.4 m，走向長度2 466/2 481 m。8111 工作面與已采8101 工作面的采空區(qū)相鄰，8111 工作面自切巷至531 m 位置為實煤區(qū)，531 m 至停采線段會與8101 工作面采空區(qū)相鄰，其間煤柱寬度約30 m。8111 工作面順槽5111巷由于和8101 工作面采空區(qū)相鄰，受到8101 工作面采空區(qū)懸梁的殘余承載力和自身上覆巖層壓力復合影響，井巷出現(xiàn)頂板下沉、底鼓、兩幫變形、頂板鋼帶變形、單體支柱受損等，部分巷道斷面出現(xiàn)嚴重變形，影響到了人員通行和物料運輸，以及對工作面局部通風都造成不同程度的影響，極大干擾了正常生產(chǎn)秩序。工作面示意圖如圖1 所示。

圖1 8111 工作面示意

1.2 鄰空巷道圍巖變形特征

在5111 巷道超前50 m 范圍根據(jù)“十字檢測法”方式布置10 個檢測點，實時監(jiān)控5111 巷道內(nèi)部頂?shù)装逡苿恿亢蛢蓭鸵苿恿?。由于距離工作面開切眼位置531 m 處為8101 工作面采空區(qū)，531 m 以外的5111 巷為鄰空段，以50 m 的間距對臨近鄰空段進行數(shù)據(jù)監(jiān)控和采集，即工作面回采推進至350 m、400 m、450 m、500 m 的頂?shù)装?、兩幫位移量，匯集成巷道表面位移檢測曲線圖，見下頁圖2 所示。

位移曲線圖表明：350 m 處巷道最大頂?shù)装逦灰屏繛?.81 m，兩幫位移位移量0.45 m，圍巖在25～30 m 開始出現(xiàn)明顯壓力變形，詳細見圖2-1；400 m和450 m 時頂?shù)装逦灰屏亢蛢蓭臀灰屏恐鸩皆龃?，詳細見圖2-2 和圖2-3；當工作面推進至開切眼500 m 并接近8101 采空區(qū)位置，兩個工作面礦壓相互“疊加”，頂?shù)装逦灰屏亢蛢蓭妥冃瘟慷汲霈F(xiàn)最大變形量，頂?shù)装遄畲笪灰屏窟_到1.5 m，而巷道兩幫最大位移量達到0.8 m。隨著接近鄰空區(qū)，工作面圍巖變形的超前距離也不斷增加，頂?shù)装遄?50 m 到500 m，圍巖出現(xiàn)變形的超前距離從30 m 逐漸增到50 m，兩幫圍巖變形的超前影響范圍除350 m 和400 m 都為30 m 外，450 m 時增加到了35 m，500 m時增加到了50 m。

圖2 5111 巷道表面位移監(jiān)測結果

2 鄰空巷道圍巖變形控制研究

2.1 主動卸壓方案

2.1.1 頂板水力致裂

綜合考慮5111 巷附近采區(qū)開采狀況以及8111工作面煤層及上覆巖層特點，確定水力致裂方案如下：自5111 巷沿8101 采空區(qū)方向施單排水力致裂鉆孔，鉆孔垂直煤柱側巷幫，鉆孔距底板2m 位置斜向采空區(qū)呈26°仰角，鉆孔深度26 m，鉆間隔20 m，具體見圖3 所示。

對5111 巷致裂鉆孔的監(jiān)測，致裂壓力最大為37.5 MPa，裂縫擴展壓力為27.5～35 MPa，表明水力卸壓過程壓力平緩，水力致裂鉆孔水流通過臨近鉆孔流出，說明水力裂縫擴展至鄰近鉆孔，可判斷鉆孔間距選擇合理，并且卸壓后頂板巖層完整，水力致裂起到了弱化、分割頂板巖層的作用。

圖3 5111 巷道頂板水力致裂示意圖

2.1.2 煤體大直徑卸壓鉆孔

沿5111 巷兩幫水平方向施孔徑108 mm 的大直徑卸壓鉆孔，鉆孔呈三花布置，鉆孔應距離底板1.0～1.5 m 位置布置，孔間隔1 m，孔深10 m。卸壓孔應超前布置，應與工作面保持150 m 的超前距，鉆孔剖面如圖4 所示。

圖4 5111 巷兩幫鉆孔剖面布置圖

2.1.3 CO2底板致裂

CO2由液態(tài)轉化為氣態(tài)臨界點為31℃和7.35 MPa，溫度高于臨界值CO2開始吸收熱量并迅速釋放壓力，產(chǎn)生爆破沖擊效果。CO2致裂器通過發(fā)爆器使發(fā)熱裝置迅速產(chǎn)熱觸發(fā)內(nèi)部液態(tài)CO2氣化釋放壓力，爆破沖擊會導致爆孔周圍煤巖碎裂，并產(chǎn)生裂隙向四周擴散，其中CO2會造成氣楔效果使裂隙進一步發(fā)育最終形成裂隙區(qū)。5111 巷卸壓鉆孔布置方法：卸壓鉆孔應布置在距離巷道煤柱幫2 m 處的底板位置，朝工作面仰角30°施傾斜鉆孔，鉆孔直徑65 mm，斜深5.8 m，垂深5 m，間隔5.0 m。

2.2 被動卸壓方案

超前支護通過加強巷道支護能力維護巷道穩(wěn)定性，通常巷道支護為“三梁三柱”的單體柱，增加木垛加強巷道支護，支護方式改為“五梁五柱”，柱距0.8 m，人行通道處將排距調(diào)整為1.5 m，即0.8 m、0.8 m、0.8 m、1.5 m、0.8 m 和0.4 m，同時增加超前支護距離，由50 m 改為90 m。巷道設置兩排木垛，其中規(guī)格為2 000 mm×2 000 mm 木垛支護距離240 m，規(guī)格為1 400 mm×1 400 mm 木垛支護距離90 m，垛與木垛中心距為6 m，如圖5 所示。

圖5 5111 巷超前支護形式（mm）

8111 工作面及5111 鄰空巷進行主動卸壓與被動卸壓聯(lián)合圍巖控制方案中，頂板水力致裂鉆孔施工96 個，大直徑煤體卸壓鉆孔3 902 個，CO2致裂鉆孔64 個。

3 應用效果

1）周期來壓步距。主動卸壓與被動卸壓進行聯(lián)合控制方式后8111 工作面周期來壓步距減少。進行聯(lián)合圍巖控制前，8111 工作面周期來壓步距為30 m，中部先行來壓，頭尾再次來壓，其中受鄰空區(qū)影響，尾部來壓時間長，支架工作阻力大，且經(jīng)常觸發(fā)安全閥。

2）工作面支架工作阻力。主動卸壓與被動卸壓聯(lián)合圍巖控制后，能有效降低8111 工作面內(nèi)的液壓支架工作阻力，其中：8111 工作面內(nèi)承受8 000～9 000 kN 工作阻力液壓支架的比例由總量的55%降低到了45.24%，同時7 000～8 000 kN 工作阻力的液壓支架占比下降了4.64%。

3）巷道頂?shù)装逡七M量與兩幫移進量分析。通過在5111 巷道設置的10 處監(jiān)測點表明，5111 鄰空巷在主動卸壓與被動卸壓聯(lián)合圍巖控制后，巷道頂板頂?shù)装逡七M量減少42%，兩幫移進量減少40%，同時巷道變形區(qū)域由超前30 m 變?yōu)槌?0 m。

4 結語

工作面和巷道圍巖狀態(tài)得到良好的控制，減少巷道變形，確保了工作面及巷道的正常作業(yè)秩序。同時8111 工作面產(chǎn)量得到很好提高，月平均推進度145 m，平均產(chǎn)量31 萬t/月，相對同采區(qū)內(nèi)的8103工作面推進效率提高了31%，產(chǎn)量提高了35%。該項目不僅有效避免井下工作面強礦壓顯現(xiàn)，改善井下安全作業(yè)環(huán)境，同時起到良好的社會和經(jīng)濟效益。