綜采工作面沿空巷道小煤柱留設寬度研究

高占龍

（陽泉煤業（集團）有限責任公司一礦，山西 陽泉 045008）

基于工作面的沿空巷道小煤柱留設研究甚少，工作面沿空巷道掘進時，沿空側的煤體在采空區側向支承壓力的作用下，煤體變得破碎，支護難度加大，在實際工程中易出現前掘后壞、前掘后修的情況，掘進面常常停滯不前，對施工進度及巷道安全帶來極大影響。本文針對山西陽煤一礦81303工作面沿空巷道煤柱留設問題，綜合理論分析、數值模擬及工程實踐詳細分析了不同煤柱寬度下煤柱受破壞情況及煤柱留設后的支護改善措施，具有工程實踐價值。

1 工程背景

陽煤一礦81303工作面回采15#煤，可采走向長度1575m，傾斜長度為206m。煤層賦存穩定，結構復雜，埋深449～608m，煤層傾角1～13°，平均3°，煤層總厚度最大7.70m，最小6.60m，平均6.98m，煤層節理發育。工作面采用走向長壁后退式綜合機械化放頂煤一次采全高采煤方法。本工作面位于礦區北翼十三采區南部，共布置四條巷道：進風巷、回風巷、低位抽采巷、走向高抽巷。沿空巷小煤柱留設位置關系見圖1，其中進風巷沿15#煤層底板掘進，斷面為矩形，凈高3.7m，凈寬5.2m，斷面積19.24m2。頂板采用錨桿+錨索+金屬網+鋼帶聯合支護，每隔一排布置3根錨索，分別布置在鋼帶的2、4、6眼內，其他眼位布置錨桿。頂錨桿使用Φ20×2000mm的圓鋼錨桿，錨索使用Ф17.8×5200mm的錨索。兩幫采用錨桿+金屬網聯合支護，排距900mm，每幫每排布置4根錨桿，間距為400/950/950/950/550mm。回風巷沿煤層頂板掘進，斷面為矩形，凈高3.7m，凈寬5.0m，斷面積18.50m2，支護方式與進風巷相同。頂板破碎時采用“單體錨桿+單體錨索+金屬網”聯合支護，排距800mm，間距960mm，每排布置三根錨索，從左往右布置在2、4、6眼位。錨桿和錨索托梁均使用400mm長的14#槽鋼+200×95×12mm墊片，槽鋼橫向布置。

據13采區工作面巷道布置的特點以及采區賦存煤層的物理特性，在安全生產、圍巖穩定的前提下為提高采出率、降低煤炭資源浪費，需盡可能地減小沿空巷道保護煤柱的寬度。

圖1 小煤柱留設位置關系圖

2 小煤柱護巷數值模擬分析

2.1 掘巷位置選擇

煤層開采導致原巖應力重新分布，小煤柱留設位置處于固定支撐壓力降低區，避開了支撐應力增高區域，對于沿空巷道的維護相對容易；且將采空區與巷道以合理距離隔離開來，在遠離原巖應力區以減少煤炭資源浪費的同時避免采空區內積水或者瓦斯等不利因素進入巷道。

2.2 數值模擬分析

以81303工作面巷道布置實際情況1:1建立模型，上覆巖層壓力由12.5MPa的均布載荷替代，取煤柱體縱向截面上的3個點為測點（如圖2），因煤柱受回采擾動影響，故模擬工作面推進到測點附近時煤柱的破壞情況，分別模擬煤柱寬度為6m、8m、10m、12m時，各測點隨煤柱寬度水平和豎直方向位移變化（如圖3）。

圖2 小煤柱測點布置截面圖

由圖3可知，1#點是小煤柱靠近采空區的測點，此處的水平和豎直方向位移變化較為明顯，均隨煤柱寬度增加而減小且值較大；煤柱寬8m時，此測點水平位移比6m時降低37.5%，豎直位移比6m時降低36.5%。由此表明靠采空區一側煤柱工作面推進后受剪切和拉壓力明顯增大，煤體向采空區一側垮落，但煤柱寬8m時有效降低了其垮落程度且保證位移變化量在合理范圍內。

圖3 小煤柱各測點隨煤柱寬度位移變化曲線

2#點是煤柱中心點，此點處位移變化同樣隨煤柱寬度增加而減小，煤柱8m是位移曲線的拐點，說明煤柱留設寬度8m時，對位移變化影響明顯且8m時位移量在合理范圍內，8m以上時對其影響較小。

3#點是靠近巷道的測點，在水平方向上位移隨煤寬而增加但變化不太明顯。豎直方向上位移逐漸減小且值較小，這是由于右側沿空巷道的支護結構護幫造成的，8m時仍為曲線拐點，說明煤柱寬8m時對煤柱體右側位移變化有效限制。

綜上所述，小煤柱留設寬度為8m時，煤柱受破壞程度得到有效抑制，且能保證沿空巷道穩定與工作面安全生產，同時相比本來的留設寬度可以有效降低煤炭資源損失，提高回采率。

3 工程應用分析

為確保安全，在礦井實際施工時留設小煤柱寬度為9m，對沿空巷道圍巖變形量進行監測。83103工作面回采期間，布置三個測點分別在工作面靠前30m、60m、90m，工作面每日循壞進度為3.2m。進風順槽圍巖變形量觀測結果如圖4所示，（a）為頂板累積下沉量隨工作面推進變化曲線，（b）為兩幫累積收斂量變化曲線。

圖4 進風順槽圍巖變形觀測曲線

由圖4可知，布置的三個測點處巷道圍巖變形量（頂板下沉、兩幫收斂）均隨工作面推進而增加，但由于監測初期工作面距測點較遠，故起初變形量變化較為緩慢。當工作面靠近測點時變形量增加趨勢明顯，且工作面通過測點后測點處于采空區域，此時巷道承載壓力急劇加大，圍巖變形量隨之明顯增加。從整個監測過程來看，無論是頂板還是兩幫位移變化，在監測后期都有趨于穩定的狀態。監測過程中頂板累積下沉量為414mm，兩幫累積收斂量為260mm，巷道圍巖并沒有出現明顯的片幫現象，整體較為穩定，因此小煤柱留設寬度為9m時能夠滿足回采工作面安全生產且有效提高了資源回采率。

4 支護優化

在沿空巷81303掘進過程中，由于左側81302采空區還未完全壓實，導致巷道變形速度加快，變形量加大，巷道靠近采空區一側的幫部收縮明顯。

針對以上變形特征，在巷道后期掘進中提出了以下優化措施，優化設計如圖5所示。

（1）對采空區側巷道幫部進行適當注漿，以提高幫部自身強度與承載能力；

（2）在巷道底角處斜向下60°補打錨桿，以控制底鼓與兩幫收縮；

（3）對錨索配備M5鋼帶使用，當頂板來壓時鋼帶可產生塑性變形，以防止錨索因受力較大而斷裂。

（4）遇特殊構造頂板破碎嚴重時，在巷道中心位置打點柱，以保證巷道穩定。

圖5 支護優化設計圖

采用優化方案后，在后期掘進時巷道圍巖控制效果明顯改善。

5 結 論

（1）小煤柱護沿空巷道時，靠采空區側煤柱體受損壞程度遠遠大于靠巷道側，其水平方向偏移量大約為靠巷道側的1.8倍；

（2）小煤柱寬度8m時，靠巷道側煤幫中心處豎直位移比6m時降低了36.5%，水平位移比6m時降低了37.5%，煤柱破壞變形明顯改善；

（3）結合工程實際，合理煤柱留設寬度為9m，此時不僅為巷道穩定及工作面安全生產提供了保障，而且有效提高了煤炭資源回采率；

（4）提出了“注漿、補打錨桿、加鋼帶、加點柱”等支護優化方案，有效改善了81303沿空巷在掘進時的圍巖變形問題。