窄煤柱綜放回采巷道圍巖穩定性分析及控制技術*

王虎勝黃 肖席朝東，3楊亞峰賀沖沖劉斌慧，3

（1.中國礦業大學（北京）資源與安全工程學院，北京市海淀區，100083；2.山西潞安礦業（集團）有限責任公司，山西省長治市，046100；3.中國礦業大學（北京）煤炭資源與安全開采國家重點實驗室，北京市海淀區，100083）

窄煤柱綜放回采巷道圍巖穩定性分析及控制技術*

王虎勝1，2黃 肖1席朝東1，3楊亞峰1賀沖沖1劉斌慧1，3

（1.中國礦業大學（北京）資源與安全工程學院，北京市海淀區，100083；2.山西潞安礦業（集團）有限責任公司，山西省長治市，046100；3.中國礦業大學（北京）煤炭資源與安全開采國家重點實驗室，北京市海淀區，100083）

基于郭莊煤礦2304綜放面運輸巷具體地質及生產條件，采用數值模擬對不同煤柱寬度下沿空掘巷圍巖應力分布特征進行深入分析。通過構建綜放沿空掘巷弧形三角塊結構模型，揭示綜放面沿空掘巷圍巖穩定性機理。根據現有巷道支護理論，提出樹脂加長錨固高強錨桿支護系統并進行錨索補強的圍巖控制技術?，F場實踐應用表明：支護方案對綜放沿空掘巷圍巖變形控制效果顯著。

綜放工作面 沿空掘巷 窄煤柱 應力分布特征 圍巖控制

1　工程概況

2304綜放面位于郭莊煤礦井田西北部，埋深400～500 m，平均埋深450 m。2304綜放面西部為2305工作面采空區，東部為2303工作面采空區，屬孤島工作面。此工作面開采山西組中下部3#煤層，采放比1∶1.05，煤層賦存穩定，根據3131、3132鉆孔情況分析，煤層厚度為5.65～5.85 m，平均5.73 m，含0～3層夾矸，塊狀為主，局部為粉狀，存在水平層理。3#煤層普氏系數為1.0左右，直接頂為灰黑色砂質泥巖，平均厚度為4.0 m；基本頂為灰白色中砂巖，平均厚度5.6 m；直接底為中砂巖，成分以石英長石為主，含黑色礦物、云母及植物化石，平均厚度為2.6 m。為優化采區巷道布置，提高煤炭采出率，計劃在2304綜放面區段運輸巷采用留窄煤柱沿空掘巷方式。2304綜放面平面巷道布置見圖1。

圖1　2304綜放面巷道平面布置圖

2　綜放沿空掘巷圍巖應力分布特征

2.1數值模型建立

為了解綜放沿空掘巷在窄煤柱護巷下的穩定性，采用有限差分數值計算軟件FLAC3D對不同寬度煤柱條件下的礦壓顯現規律進行研究。以郭莊煤礦2304綜放面為原型，建立數值模型尺寸為90 m×50 m×40 m，模型的前后左右邊界滾動鉸接，下邊界固定鉸接，上部施加垂直載荷模擬上覆巖層的重量。數值試驗包括6個方案，各方案煤柱寬度分別為4 m，6 m，8 m，12 m，16 m，20 m。各巖層及其力學參數如表1所示。

表1　巖層物理力學參數表

2.2模擬結果分析

綜放沿空掘巷圍巖的垂直應力分布規律與護巷煤柱寬度緊密相關。隨著煤柱寬度的減小，實體煤幫中垂直應力集中范圍逐漸加大，應力集中系數不斷增高，但煤柱寬度過小時，由于煤幫承載過大而變形卸壓，其垂直應力集中程度則降低。巷道頂底板內垂直應力沿水平方向呈拱形分布，應力大小及應力峰值點位置與煤柱寬度的關系不明顯。窄煤柱的承壓狀態直接關系到上部基本頂的穩定，繼而影響整個回采巷道的穩定性。因此，為掌握窄煤柱在綜放沿空掘巷下的受力情況，需進一步監測煤柱內的應力變化。

不同煤柱寬度下煤柱體內垂直應力變化曲線如圖2所示。

圖2　不同煤柱寬度下煤柱體內垂直應力變化曲線

由圖2可知:當煤柱寬度較小時，垂直應力呈單峰值連續分布，應力峰值點位于煤柱中心靠采空區一側；煤柱寬度超過一定值時（如10 m時），煤柱疊加支承應力呈現巷道側低、采空區側高的不對稱馬鞍形分布。當煤柱過窄為4 m時，煤柱在傾向支承壓力作用下，整體處于塑性破壞狀態，使得煤柱的垂直應力小于原巖應力（γH=11.25 MPa）；煤柱為8 m時，響應疊加應力呈現很強的承載能力，且在中部存在一定范圍的彈性區。不同寬度煤柱垂直應力低于原巖應力的范圍為2.1～4.0 m，則窄煤柱兩側破碎總深度約為2.1～4.0 m。

3　窄煤柱綜放回采巷道圍巖穩定性分析

窄煤柱綜放回采巷道基本頂在掘巷前垮落形成弧形三角塊結構，即在工作面端頭部位的破斷面呈弧形，形成弧形三角塊B，弧形三角塊B與實體煤側的巖體A、采空區側的塊體C形成鉸接結構，如圖3（a）所示。

巷道掘進會擾動圍巖支承壓力的分布，加劇圍巖節理裂隙貫通，在煤體內形成破碎區，從而降低窄煤柱自身穩定性及承載能力。因此，窄煤柱內必須存在一定寬度的彈性區，以便錨桿有著力基礎，從而保證窄煤柱小結構的穩定性。然而，巷道掘進引起的圍巖擾動只是小范圍內的應力調整，不會對基本頂弧形三角塊鉸接結構的穩定性產生較大影響?；⌒稳菈K結構承載著上覆巖層大部分載荷，其自身的穩定會對下方沿空回采巷道起到拱形保護作用，使得巷道維護較容易。

隨著本工作面的推進，基本頂巖層達到極限強度，沿工作面傾向呈O-X破斷，因而在沿空巷道實體煤側形成弧形三角塊體A。由于煤層采出，弧形三角塊A有較大的回轉下沉空間，將以A、B巖塊鉸接線為旋轉軸向本工作面采空區運動。沿空巷道上方弧形三角塊體B在本工作面采動影響下，向上區段采空區回轉下沉，同時由于與塊體A鉸接約束的減弱而加劇了下沉的速度?；⌒稳菈K結構位態的改變，使綜放面前方一定范圍沿空掘巷圍巖大結構的穩定性惡化，造成巷道圍巖應力劇烈調整，嚴重破壞了巷道圍巖穩定性，增大巷道維護難度。沿空掘巷回采期間弧形三角塊體結構模型如圖3（b）所示。

油炸食物。高脂肪的油炸食物可導致膽囊收縮素分泌增加，造成膽汁反流，加重對胃黏膜的腐蝕作用，不利于黏膜修復。此外，油炸食物的胃排空時間較長，從而使胃酸分泌增加。

圖3　綜放沿空掘巷弧形三角塊結構模型

4　綜放沿空掘巷圍巖控制技術

4.1控制對策

針對2304綜放面的具體地質及生產條件，結合沿空掘巷圍巖應力分布特點及圍巖穩定性力學作用機理，提出了2304綜放面運輸平巷圍巖控制對策。

（1）留設合理寬度的煤柱。保證在寬度盡量小的情況下，使煤柱處于支承壓力降低區，又能充分發揮其承載能力。通過分析2304運輸巷圍巖應力的分布情況及煤柱垂直應力的監測數據，可確定2304綜放回采巷道煤柱寬度為8 m。

（2）提高綜放沿空掘巷頂板支護強度。沿空掘巷上方弧形三角塊體在回采動壓的擾動下，大幅度回轉下沉，加劇了頂煤和直接頂的離層漏冒。為減小頂板下沉量，增強頂板的完整性，可采用高強錨桿索組合支護系統加強支護，將頂板巖層壓力轉移至圍巖深處。

（3）增強窄煤柱的承載能力。窄煤柱因上區段回采與沿空掘巷的影響，整體處于塑性破壞狀態，同時關系到上覆基本頂巖塊鉸接結構的穩定性，必須要具備足夠承載能力。錨桿錨固方式應采用加長錨固，并用鋼帶、鋼筋托梁與金屬網護表，提高煤柱的強度和整體承載性能，避免發生片幫。

（4）增加沿空掘巷巷幫錨桿長度和支護密度。沿空掘巷巷幫存在一定寬度的破碎區，為充分發揮錨桿的錨固效用，需增加錨桿長度，同時，增加支護密度可提高錨桿的支護強度。

4.2巷道支護參數的確定

根據2304綜放面運輸巷圍巖環境，依據控制對策，結合高預應力支護技術，提出采用樹脂加長錨固高強錨桿支護系統并進行錨索補強，并確定支護參數。

（1）頂板支護。頂板采用?22 mm×2400 mm左旋無縱筋螺紋鋼高預應力錨桿，錨桿間排距900 mm×900 mm，每排布置5根錨桿，其中兩肩窩錨桿與豎直方向夾角為10°；每根錨桿采用兩支樹脂藥卷加長錨固，即MSK2335和MSZ2360各1支，錨固長度為1200 mm。托板采用拱型高強度托盤配合球形墊圈和減阻尼龍墊圈，承載能力不低于230 k N；護頂金屬網網孔規格為50 mm×50 mm，網片為4400 mm×1000 mm。頂板錨桿預緊扭矩要高于300N·m。

頂板錨索采用規格為?18.9 mm×6300 mm、1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線錨索；每條錨索1支MSK2335和2支MSZ2360低粘度樹脂錨固劑錨固，鉆孔直徑為30 mm，錨固長度為1500 mm；每兩排錨桿打1根錨索，排距為1800mm。錨索托盤采用高強度可調心托板及配套鎖具，規格為300 mm×300 mm×16 mm。頂板錨索預緊力為150～200 k N。

（2）巷幫支護。沿空巷道幫采用的錨桿與頂板錨桿相同，每根幫錨桿采用1支MSZ2360樹脂藥卷端部錨固。錨桿排距為900 mm，每排每幫3根錨桿，間距為1100 mm，其中靠近頂板的兩根錨桿與水平線呈10°。鋼筋托梁采用?14 mm的鋼筋焊接而成，長寬為2400 mm×80 mm；托板采用拱型高強度托盤配合球形墊圈和減阻尼龍墊圈；采用金屬網護幫，網孔規格為50 mm×50 mm，網片為2400 mm×1000 mm。巷道支護斷面圖如圖4所示。

圖4　支護斷面圖

4.3巷道支護效果監測

為檢驗郭莊煤礦2304綜放面運輸巷的支護效果，采用十字交叉法對巷道圍巖變形量進行實測，結果如圖5所示。

圖5　回采期間沿空巷道圍巖變形

由圖5可知，回采期間工作面前方100 m范圍外受采動影響弱，巷道圍巖變形量小，基本處于穩定狀態；工作面前方40～80 m受回采擾動較大，巷道變形速度加快，收斂量明顯增加；工作面前方20 m范圍內為支承壓力增壓區，圍巖變形量大，頂板最大下沉量及兩幫最大移近量分別為200 mm和387 mm。由此可知，2304綜放面回采巷道圍巖變形得到有效控制，圍巖變形量較小，巷道圍巖整體穩定性較好。

5　結論

（1）綜放沿空掘巷隨著護巷煤柱寬度的減小，兩幫垂直應力集中程度增高，但煤柱寬度過小時，其垂直應力集中程度反而降低；2304運輸巷留設合理煤柱寬度為8 m，窄煤柱兩側破碎總深度約為2.1～4.0 m。

（2）2304綜放面回采階段，沿空掘巷上方弧形三角塊結構位態發生變化，使巷道穩定性遭到惡化。提出了合理留設煤柱寬度，加強頂板和窄煤柱的控制，加大錨桿長度與支護密度的圍巖變形控制對策。

（3）現場實踐應用表明采用樹脂加長錨固高強錨桿支護系統并進行錨索補強支護方案對綜放沿空掘巷圍巖變形控制效果顯著。

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Stability analysis and control technology of surrounding rock in fully mechanized mining roadway with narrow coal pillars

Wang Husheng1，2，Huang Xiao1，Xi Chaodong1，3，Yang Yafeng1，He Chongchong1，Liu Binhui1，3
（1.Faculty of Resources&Safety Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China；2.Lu'an Group Co.，Ltd.，Changzhi，Shanxi 046100，China；3.State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Mining，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China）

Based on the geological and production conditions of haulage roadway at No.2304 fully mechanized caving face in Guozhuang Coal Mine，the stress distribution characteristics of surrounding rocks in gob-side entry driving with different coal pillar width were deeply analyzed by numerical simulation.Through building the arc triangular block structure model for gob-side entry driving in fully mechanized caving face，the mechanism of the surrounding rock stability was revealed.According to the present roadway support theories，the surrounding rock control technology was proposed，which is a resin extended and high-strength rock bolting and anchor cable reinforcement system.Field practical application showed that the supporting scheme had obvious effect on surrounding rock deformation control in gob-side driving entry of the fully mechanized caving face.

fully mechanized caving face，the gob-side entry driving，narrow coal pillar，stress distribution characteristics，surrounding rock control

TD353

A

王虎勝（1974-），山西長治人，高級工程師，中國礦業大學（北京）在讀博士研究生，現任山西潞安郭莊煤業有限責任公司黨委書記、總經理，主要從事采礦與安全方面的技術與管理工作。

（責任編輯 張毅玲）

煤炭資源與安全開采國家重點實驗室大學生科技創新計劃基金項目（SKLCRSM14CXJH04）