高瓦斯綜放工作面瓦排巷墩柱支護技術(shù)研究

喬 靖

（山西汾西宜興煤業(yè)有限責(zé)任公司， 山西 孝義 032300）

引言

現(xiàn)階段，隨著我國煤炭開采事業(yè)的快速向前發(fā)展，煤礦開采深度也在不斷加大，煤礦井下瓦斯涌出量不斷升高，因此必須要充分做好綜放工作面的通風(fēng)工作質(zhì)量。在煤礦井下綜放工作面瓦斯排放過程中，通常情況下采用的是U 型通風(fēng)結(jié)構(gòu)形式，但是這種通風(fēng)方式不僅會出現(xiàn)外圈巷道受到周圍應(yīng)力的影響，而且會出現(xiàn)巷道的底部突起對整個巷道的結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性造成嚴重的影響和危害。煤礦巷道的支護工作傳統(tǒng)形式，主要采用的是內(nèi)部搭設(shè)木跺的方法，但是這種支護方法經(jīng)過實踐工作和勘察工作之后，發(fā)現(xiàn)巷道底部的凸起量以及底板位置的位移量相對較大，在后續(xù)的工作過程中對于煤礦資源的開采運輸、巷道通風(fēng)以及內(nèi)部各項維護工作的開展形成比較嚴重的影響。對此，通過使用高水速凝材料墩柱，有效替代傳統(tǒng)形式下搭設(shè)木跺支護工作方法，可以有效解決其中存在的問題和不足，有效提高瓦排巷墩柱支護施工效果和穩(wěn)定性。

1 高瓦斯綜放工作面概況

某高瓦斯綜放工作面開采總長度300 m，橫向長度達到2 450.5 m，煤礦井下可開采長度為1 485 m，巷道內(nèi)部使用的是雙進雙出的U 型通風(fēng)方式。其中內(nèi)圈巷道采用的是膠帶巷、切眼和回風(fēng)巷道結(jié)構(gòu)形式，外圈巷道采用的是進風(fēng)巷道、輔助切眼以及瓦斯排放巷道結(jié)構(gòu)形式。另外一處高瓦斯綜放工作面高度為3.5 m，凈寬度為3.8 m，采用的是錨網(wǎng)聯(lián)合支護工作方法，結(jié)合本次綜放工作面的實際工作情況，煤礦開采工作單位采用的是瓦排巷道墩柱支護施工技術(shù)方法，有效保證綜放工作面的開采工作安全性和穩(wěn)定性。

2 支護墩柱直徑

本次支護墩柱結(jié)構(gòu)直徑必須要符合工作面的開采工作穩(wěn)定性要求，同時在墩柱設(shè)置工作方面，必須要保證具有更高的承載能力和穩(wěn)定性，如果墩柱的直徑設(shè)置過小很有可能會造成墩柱斷裂，同時影響到后續(xù)的承載效果；如果墩柱設(shè)置過大會出現(xiàn)不必要的經(jīng)濟浪費問題，同時后續(xù)的維護工作成本量也會加大。相關(guān)工作人員經(jīng)過綜合分析和研究工作之后，有效考慮到上述兩方面因素所產(chǎn)生的干擾，在本次墩柱支護工作過程中，對于墩柱的直徑分別選擇為600 mm、800 mm 和1 000 mm 三種規(guī)格，并且有效計算巷道圍巖的變形量，對墩柱的直徑進行針對性選擇[1]。

經(jīng)過相關(guān)工作人員的計算和分析，隨著支護墩柱的直徑不斷增大，巷道墩柱結(jié)構(gòu)的變形量以及在后續(xù)使用過程中的收縮率都有著一定的降低。當(dāng)選擇墩柱直徑為600 mm 的情況下，煤礦巷道的頂?shù)装逡约皟蓭臀恢玫膰鷰r變形量分別為230 mm 和290 mm，墩柱在支護工作中所產(chǎn)生的水平位移量為290 m；而支護墩柱直徑為800 mm 的情況下，上述三個變形量分別降低了160 mm、240 mm 以及150 mm；當(dāng)支護墩柱的直徑提升到1 000 mm 的情況下，上述的三個位移變形量相比于600 mm 增加到800 mm 的變形量有所降低，綜合上述數(shù)據(jù)分析，有效考慮到前期的經(jīng)濟成本投入量，在本次墩柱支護工作過程中，墩柱的直徑宜選定為800 mm。

3 支護墩柱排間距

在墩柱的排間距設(shè)計工作過程中，如果墩柱的間隔距離過大，墩柱無法和底板位置共同形成統(tǒng)一的受力承載結(jié)構(gòu)，不僅會造成墩柱的基礎(chǔ)負載能力大大下降，還會加大煤礦巷道頂板維護工作量，同時穩(wěn)定性也有所不足；如果墩柱之間的間距設(shè)置過小，則兩排墩柱之間的表面距離也會有所降低，不但會對墩柱的施工質(zhì)量造成比較嚴重的干擾，而且會造成高水速凝材料和鋼筋網(wǎng)材料的實際使用量大幅度上漲，因此前期的經(jīng)濟成本投入量會明顯增高，對此在墩柱支護工作過程中不但需要考慮到墩柱的直徑，同時需要對墩柱的排間距進行合理設(shè)置[2]。

經(jīng)過分析，工作人員分別選擇墩柱排間距連續(xù)兩個墩柱中心間距設(shè)置為1 000 mm、1 500 mm 以及2 000 mm，對三種間距設(shè)置方式進行參數(shù)計算，從中可以有效獲取墩柱排距不同的條件下支護體結(jié)構(gòu)的變形量，從中選擇出更加科學(xué)合理的墩柱間距。在相關(guān)計算工作結(jié)束之后，煤礦巷道的圍巖結(jié)構(gòu)墩柱的變形量，和墩柱的排間距關(guān)系得到最終確認。隨著墩柱排間距的不斷上升，本段綜放工作面圍巖巷道基礎(chǔ)結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性以及墩柱結(jié)構(gòu)的實際變形量都有著不同程度的提高，當(dāng)墩柱的排間距大小為1 000 mm 的情況下，煤礦巷道的頂板、兩幫位置的位移量分別達到135 mm 和215 mm，墩柱兩側(cè)區(qū)域的位移量達到120 mm；當(dāng)墩柱的排間距達到1 500 mm 的情況下，以上三種變形量分別為160 mm、240 mm 以及150 mm，整個變形總量明顯的提升；當(dāng)墩柱排間距提升到2 000 mm 的情況下，所產(chǎn)生的位移量分別為282 mm、310 mm 以及275 mm，相比于排間距為1 500 mm 位移增幅量也有著比較明顯的提升，因此經(jīng)過綜合考慮和分析之后，將支護墩柱的排間距設(shè)定在1500mm 為最佳[3]。

4 支護完成后的抗壓觀測分析

根據(jù)上述所獲取的墩柱支護參數(shù)數(shù)據(jù)進行分析，所選擇的墩柱支護參數(shù)，對瓦排巷道進行支護實驗，同時對墩柱支護木垛支護方式，巷道表面所形成的框架參數(shù)進行詳細觀測。重點針對不同支護工作條件下煤礦巷道的變形量進行對比，由此可以更加客觀地評價墩柱整體支護工作效果，以及整個巷道邊結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性情況。由于巷道表面受到圍巖結(jié)構(gòu)抖動所產(chǎn)生的干擾，基于整個綜放工作面的回采工作條件，對瓦排巷道的支撐點進行布置。

為了方便后續(xù)的對比和分析，通過使用兩個不同監(jiān)測站所獲取的參數(shù)數(shù)據(jù)進行對比和分析，分別對巷道兩側(cè)區(qū)域頂板和底板位置的位移量進行總結(jié)，通過實際觀測參數(shù)數(shù)據(jù)分析與整合之后，可以看出兩個不同的監(jiān)測站，所獲取的巷道頂?shù)装逡约跋锏纼蓚?cè)區(qū)域的圍巖巷道位移量和距離工作面之間的間距之間有著直接的關(guān)聯(lián)，兩個監(jiān)測站之間的間隔距離相對較近，巷道表面所產(chǎn)生的結(jié)構(gòu)位移量和實際開采過程中所產(chǎn)生的擾動程度之間有著直接的關(guān)聯(lián)。因此，在本次礦壓觀測數(shù)據(jù)當(dāng)中，在保證監(jiān)測站與工作面距離相同的條件下，對巷道基礎(chǔ)結(jié)構(gòu)的變形量進行分析[4]，如圖1 所示。

圖1 兩個測量站回采期間巷道變形曲線

通過圖1 分析可以看出，煤礦巷道的基礎(chǔ)圍巖結(jié)構(gòu)，實際礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分布如下：首先，在與工作面距離保持相同的條件下，基于測站距離工作面后方的間距為40 m 作為測量最大距離，其中測量站1 巷道兩側(cè)區(qū)域最大位移量為730 mm，同時煤礦巷道兩幫結(jié)構(gòu)位置的最大位移率達到19 mm/d，最小為0 mm/d，煤礦巷道的底板和頂板位置最大的位移大小達到550 mm，頂板的最大移近速率為28 mm/d，最小為0 mm/d，同時測量站兩幫位置最大的位移量為650 mm，巷道兩幫位置的最大巖體移近速率為15 mm/d，最小移近速率為4 mm/d，巷道頂板底板的最大相近位移量為670 mm，巷道頂板底板的最大移近率分別為15 mm/d，最小移進率為9 mm/d。其中測量站1 所獲取的煤礦巷道測定變形量，小于測量站2 所獲取的煤巖變形量，因為木垛的控頂區(qū)域?qū)嶋H面積，超過墩柱控頂區(qū)域的實際面積，因此木垛對于控制煤礦巷道兩端位置產(chǎn)生的圍巖變形效果相對比較明顯，而墩柱對于煤礦巷道的底板頂板的變形量控制工作有著比較明顯的效果，因此需要通過兩種支護工作方法進行配合使用，可以最大限度上保證綜放工作面的開采工作安全性和穩(wěn)定性。

5 結(jié)語

基于上述分析研究可以得出，在相同的地質(zhì)環(huán)境條件下，保證距離工作面距離相同墩柱支護工作方法，巷道表面位移量小于木跺的支護方法所產(chǎn)生的位移量，同時通過現(xiàn)場數(shù)據(jù)觀測和分析工作結(jié)果來看，墩柱的整體支護效果要遠遠好于木垛支護工的效果，可以最大限度上控制煤礦巷道周圍維新結(jié)構(gòu)所產(chǎn)生的變形影響。