深井沿空掘巷煤柱合理寬度的研究與實踐

杜登計，王德發，楊永剛

（1.內蒙古煤礦設計研究院有限責任公司， 內蒙古呼和浩特 010010；2.安徽省煤炭科學研究院采礦支護中心， 安徽合肥 230001）

深井沿空掘巷煤柱合理寬度的研究與實踐

杜登計1，王德發1，楊永剛2

（1.內蒙古煤礦設計研究院有限責任公司， 內蒙古呼和浩特 010010；2.安徽省煤炭科學研究院采礦支護中心， 安徽合肥 230001）

以淮南潘三礦現場工程地質條件為研究對象，采用理論計算與數值計算相結合的方法，設計深部沿空巷道合理煤柱的留設寬度為6～8m，并提出了合理的沿空掘巷錨梁網支護對策，確定了強化巷幫支護強度，頂板支護以錨索支護為主、錨桿支護為輔。現場實施結果表明，深部沿空巷道煤柱留設的寬度及采取的支護對策是合理的，能夠有效控制巷道變形量。

深井煤礦；沿空巷道；煤柱寬度；錨梁網支護

隨著國內煤礦開采強度的不斷加大，預計未來20年內，我國很多煤礦開采深度將達到1000～1500 m，巖體將處于高地應力、高地溫、高巖溶水壓和強烈采動的復雜圍巖環境，相對于巷道支護來說，表現為大地壓、大變形和難支護等非線性軟巖力學特性［1－3］。對于沿空掘巷，如果煤柱寬度留設不當則會使沿空巷道的變形控制難度急劇增大、斷面收縮嚴重，前掘后修，作業環境和維護成本急劇增加，對深部資源開采提出了嚴重挑戰。因此，有必要對深部沿空巷道煤柱寬度的合理留設進行深入系統的研究，以期將巷道布置在應力降低區內，減少巷道礦壓顯現，降低巷道支護難度。

1 工程概況

淮南潘三礦1492（1）工作面位于該井田西二采區，工作面走向長1462m，傾向長230m，工作面回采11－2煤層。煤層黑色、以塊狀為主，見少量顆粒狀，以暗煤為主，夾鏡亮煤條帶。本工作面11－2煤層厚1.4～2.15m，均厚1.7m。煤（巖）層產狀190°～200°，煤層傾角5°～9°，平均7°。具體地質條件如下。

（1）巷道達857mm，埋深大且存在較高的構造應力。

（2）煤層頂板上8m范圍內基本上沒有厚層狀穩定且強度較高的巖層。

（3）在煤層之上1.3～5.1m之間發育有厚度為0.3～0.75m的11－3煤層，使煤層頂板構成復合頂板。

（4）受相鄰采區采動影響大。本工作面相鄰的下階段是14102（1）工作面采空區，14102（1）工作面正上方是正在回采的13－1槽1482（3）工作面。1482（3）工作面軌道順槽與1492（1）運輸順槽平距10m。13－1煤層位于11－2煤層之上，層間距約60m。

（5）下階段老空區含水，主要為灌漿水，水與應力耦合作用下煤柱強度弱化明顯。

2 煤柱合理寬度計算

2.1 理論計算

根據極限平衡理論，得出最小的合理煤柱寬度計算式如下［4］：

式中，x1——相鄰區段工作面開采在煤柱中產生的塑性區寬度，m；

x2——錨桿錨入煤柱的深度，考慮加大控幫深度，預計取2.8m；

x3——安全富余量，x3＝（0.15～0.35）（x1＋x2），m。

其中，x1可用下式計算：

式中，m——煤層厚度，2m；

φ0——煤體內摩擦角，27°；

C0——煤體粘聚力，1.5MPa；

k——應力集中系數，取3；

H——巷道埋深，857m；

γ——上覆巖層平均重力密度，0.023MN／m3；

P0——相鄰區段平巷支護結構對煤柱的支護阻力，取0。

于是，理論計算得到煤柱的合理寬度B≈6.5～7.6m。

2.2 數值模擬計算

2.2.1 計算模型的建立

根據潘三礦1492（1）工作面地質條件，模擬煤柱寬度變化對圍巖穩定性的影響。模型全部采用8節點6面體實體單元，每個節點含X、Y、Z方向3個自由度，能較好地模擬圍巖的真實情況。網格劃分時，為保證單元形狀的整齊且不產生畸形，同時方便計算過程的操作和后續分析時數據的提取，對巷道圍巖和煤柱采用均布網格，其它區域采用梯度輻射網格。由于僅考慮煤柱寬度變化對掘巷期間圍巖穩定的影響，采用平面模型進行計算，長250m，寬35 m，高為100m。由于煤柱寬度不同，模型單元數從164340到196020個不等。

數值計算中各巖層、煤層的力學參數見表1。分別選取2，4，6，8，12m五種情況下的沿空煤柱尺寸進行計算，通過對比分析沿空煤柱不同尺寸條件下沿空巷道的圍巖變形破壞情況，擇優選取最為經濟、穩定的沿空煤柱尺寸。

表1 計算參數選取

圍巖塑性區分布規律是巷道破壞狀況的重要標志，同時也是認識圍巖破壞形式的重要途徑，本文以塑性區分布對煤柱合理寬度進行研究。圖1（a）～（d）反映了不同煤柱寬度時塑性區的分布情況。

圖1 不同煤柱寬度的巷道圍巖塑性區分布特征

2.2.2 模擬結果分析

（1）如圖1（a）所示，當煤柱寬度為12m時，煤柱內垂直應力呈“馬鞍形”分布，在煤柱中部為一彈性核區，此種狀態下煤柱有足夠的支承能力保持穩定支撐狀態。巷道的穩定性會得到提高，但不利于資源的回收。

（2）如圖1（b）所示，當煤柱寬度為8m時，一方面煤柱內的巖體已經產生塑性屈服，在煤柱中間不能形成穩定的彈性核區；另一方面頂板的應力峰值不能發生轉移，一直作用在煤柱上方，使得煤柱一直承受較高的壓應力。

（3）如圖1（c）所示，當煤柱寬度為6～8m時，煤柱雖然已發生塑性屈服，但掘巷后峰值應力很快轉移到實體側煤層內，同時從傳統的巖石全應力應變實驗曲線可知，巖石在峰值應力后仍有一定的殘余強度，在對煤柱兩側施加一定的加固約束措施以保持屈服后煤柱的完整性的情況下，依靠煤體的殘余強度仍可保持煤柱穩定［5－6］。

（4）如圖1（d）所示，當煤柱寬度為2～4m時，頂板垂直應力峰值處在實體側的煤層內，煤柱內塑性區貫通，在側向支承壓力作用下，煤體已經完全破碎松散，承載能力有限，也不利于錨桿的安設。

3 支護設計方案及效果分析

根據理論計算與數值分析結果，在施工時決定采用的煤柱寬度為7m。巷道支護設計方案如圖2所示。重點支護對策為：強化巷幫支護強度，適當加大巷幫錨桿長度及錨固長度，保證錨桿有穩定的著力點，保證控幫效果；以錨索支護為主，錨桿支護為輔。該巷道相比一般類型巷道，圍巖塑性區范圍將明顯增大，錨桿的支護作用顯著降低，必須依靠錨索進行深部錨固而產生強力懸吊作用，沿巷道軸向形成連續支撐點，以大預緊力減緩、減小頂板變形擴

張［7－8］。

圖2 巷道支護設計方案

由圖3中典型位移監測斷面結果可見，巷道的圍巖變形基本經歷了掘進影響期和穩定期。掘進影響期時間持續為15～20d，期間最大變形速度為37 mm／d，而后巷道穩定期間變形速度約2～3mm／d。至觀測結束，頂底累計變形量560mm，兩幫累計變形量為633mm。總體來看，煤柱寬度的選擇較為合理，沿空巷道的圍巖變形得到了有效控制，回采前僅少量臥底一次，大大減少了巷道維護工作量。

圖3 巷道典型斷面位移監測曲線

4 結 論

（1）通過理論計算與數值模擬，分別對深部沿空掘巷合理煤柱的留設寬度進行了計算分析，結果表明在深部巷道條件下，煤柱合理的寬度應為6～8 m。如煤柱寬度太小，煤柱在側向支承壓力作用下將變得松散破碎，承載能力急劇降低，也不利于錨桿的安設；寬度太大時，雖巷道穩定性得到了控制，但資源浪費嚴重。

（2）提出了深井沿空巷道的支護對策。一是要強化煤柱側支護強度，保證錨桿控幫效果；二是要提高錨索支護密度，深部沿空巷道的圍巖塑性區范圍將明顯增大，錨桿的支護作用顯著降低，必須依靠錨索以大預緊力減緩、減小頂板變形擴張。現場監測結果表明該支護對策能夠有效控制巷道變形。

（3）隨著煤礦開采不斷向深部轉移，沿空巷道的合理煤柱留設問題、巷幫變形問題、巷道底臌問題、動壓及復雜圍巖條件下的支護問題等還有待進一步研究，必須轉變思路，從根本上尋找解決沿空巷道變形控制難題的途徑和方法。

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2011－10－18）

杜登計（1981－），男，湖南常德人，工程師，主要從事煤礦礦井設計方面的研究。