平煤十三礦沿空掘巷窄煤柱留設及支護技術應用實踐

和樹棟

(1.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室，重慶 400037；2.中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400037)

“十二五”以來，隨著煤礦機械化、智能化進程的大幅推進，礦井的開采規模、效率顯著提升，采掘銜接持續緊張的局面時常存在。綜放開采工藝經過幾十年的應用和發展，在頂煤破碎機理、采場礦壓演變規律、圍巖運移特征、巷道穩定性控制等方面取得了諸多成果[1]。上區段工作面回采與下區段工作面掘進同時施工的方式很好地緩解了采掘接續失衡的狀況，但也出現了窄煤柱尺寸如何選取及受多次動壓擾動巷道穩定性如何控制等新的難題，煤柱尺寸過大容易產生應力集中，造成煤炭資源浪費，煤柱尺寸太小則會造成巷道控制難度增加。多年來國內外科研人員針對窄煤柱尺寸的選取尚未達成共識，國內沿空巷道窄煤柱多在2.0～6.0 m寬度之間，部分產煤省份及礦區也存在留設10～30 m煤柱的情況[2-3]。國外一些產煤國家則認為留設煤柱尺寸應至少滿足15 m以上[4]。煤柱合理尺寸選取也形成了現場類比分析、經驗公式估算、數值模擬分析等方法[5]。沿空巷道的穩定性控制則對煤柱尺寸、支護參數提出了更高的要求，如若對巷旁煤柱尺寸、支護設計參數選取不合理，或者對現場觀測的分析不到位，往往會造成圍巖穩定性得不到保證，進而直接影響下一區段的正產生產[6]。因此，本文針對平煤十三礦綜放工作面沿空掘巷窄煤柱尺寸及圍巖穩定性控制問題，研究了煤柱尺寸與圍巖運動特征之間的規律，優選得到了窄煤柱合理尺寸并針對性地設計了動壓巷道支護參數，同時對支護方案進行了現場應用與圍巖觀測驗證，觀測結果顯示合理的煤柱留設尺寸及支護參數取得了較好的圍巖控制效果。開展綜放工作面窄煤柱尺寸選取及圍巖穩定性研究對于煤礦節約煤炭資源、保障安全生產等具有重要的現實意義。

1 工程概況

平煤十三礦己四采區布置為單翼布置采區，己15-17-14020工作面是己四采區首采面，為緩解當前礦井存在的采掘銜接失衡的狀況，在該工作面回采過程中同時施工下區段的14040風巷工作面。

己15-17-14020工作面煤層平均埋深710 m，煤層平均厚度5.7 m，傾角9°，工作面采高3 m，綜采放頂煤工藝開采，全部垮落法處理頂板。區段風巷、機巷斷面均為矩形，巷寬4.6 m，巷高3.2 m。相鄰上下兩個區段通過留設一定寬度的煤柱，在己四采區首采面14020回采的同時，施工下區段14040風巷。在巷道掘進過程中受己15-17-14020綜放工作面采動超前應力與采動滯后應力的影響，巷道圍巖及煤柱的穩定性決定了沿空掘巷的成功與否。采區工作面布置情況如圖1所示。

圖1 采區工作面布置圖Fig.1 Layout of working face in mining area

2 煤柱尺寸與圍巖運動特征分析

在類似條件下經驗煤柱寬度的基礎上，選取了三組不同尺寸(3 m、5 m、10 m)的煤柱，模擬分析對應的圍巖運動特征，結合理論計算與施工經驗最終得到合理窄煤柱尺寸。

2.1 不同煤柱尺寸下圍巖運動特征

依據現場實際井巷工程布置、煤巖層賦存、煤巖體物理力學參數等工況條件，采用FLAC3D軟件建立模擬分析模型，模型尺寸為200 m×120 m×90 m，模型網格劃分如圖2所示，模型煤巖層參數見表1。模型左右及下部邊界選取位移邊界，并將上覆巖層自重15.25 MPa均勻施加于模型頂部。選用FLAC3D空單元依據工作面實際參數模擬開挖，并分別留設不同尺寸煤柱。

表1 模型煤巖層參數Table 1 Model coal and rock parameters

圖2 模型網格劃分Fig.2 Model mesh generation

圖3 圍巖垂直應力分布Fig.3 Distribution of ertical stress of surrounding rock

根據現場14020回采工作面及14040風巷實際尺寸進行開挖并運行至穩定，提取不同煤柱尺寸對應的應力場、塑性區、變形量、煤柱最大應力等圍巖運動特征相關數據。不同煤柱尺寸對應的巷道圍巖垂直應力場、塑性區分布分別如圖3和圖4所示，不同煤柱尺寸對應的巷道表面位移量、煤柱最大應力對比如圖5所示。

圖4 圍巖塑性區分布Fig.4 Distribution of plastic zone of surrounding rock

圖5 巷道表面位移量、煤柱最大應力對比Fig.5 Comparison of roadway surface displacementand coal pillar maximum stress

分析模擬結果得到以下幾點規律：①鄰近回采工作面采動應力影響使得三種尺寸的煤柱均受剪切破壞，全部處于塑性狀態；②煤柱寬度為3 m、5 m、10 m時對應的最大應力分別為13.5 MPa、24.6 MPa、45.1 MPa，煤柱尺寸的增加使得煤柱的載荷能力得到提升，應力演變逐步由實體煤一側的高應力向煤柱高應力過渡；③煤柱寬度為3 m、5 m、10 m時對應的巷道頂板塑性區高度分別為12 m、8 m、3 m，頂板塑性區發育高度逐漸減小主要是由于煤柱寬度增加使得煤柱載荷增大，應力分布趨向平衡穩定；④5 m煤柱寬度對應的巷道頂底板及兩幫變形率均為10.9%，且斷面收縮率僅為20.6%，5 m煤柱對應的巷道斷面保持最好，穩定性最高。

綜合模擬結果分析，窄煤柱寬度5 m時能夠達到安全、經濟的雙重目的，是該條件下綜放工作面窄煤柱的最優工況選擇。

2.2 煤柱合理尺寸確定

工作面側向基本頂破斷是指在工作面推進過程中垂直于工作面推進方向，發生在采空區上方、巷道上方或者煤柱上方，側向基本頂達到強度極限時造成的斷裂[7]。工作面側向基本定斷裂位置對煤柱合理尺寸的選取是極其重要的，窄煤柱應布置在側向基本頂斷裂位置之內，進而使得煤柱承載的載荷相對較小。工作面側向基本頂斷裂位置距煤壁的距離x0可用式(1)計算[8]。

(1)

結合平煤十三礦己15-17-14020工作面基本條件參數及煤體物理力學參數測試結果，式(1)中各參數取值結果見表2。

表2 參數取值表Table 2 Parameter value table

將參數取值代入式(1)計算得到x0=9.6 m，該工況下14020的機巷寬度為4.6 m，則窄煤柱寬度≤5.0 m即可滿足窄煤柱布置在側向基本頂斷裂位置之內，進而使得煤柱承載的載荷相對較小。結合類似工程條件下國內綜放工作面窄煤柱通常選取的經驗值為4.0～6.0 m[9]，理論計算結果與現場經驗相符。

綜合煤柱尺寸選取模擬分析、基本頂斷裂位置理論計算、施工經驗值等結果，5 m寬度煤柱已經具備一定的承載能力，又處于工作面側向基本頂斷裂位置以內，減弱了支承壓力影響，對巷道圍巖變形控制較為有利，最終確定平煤十三礦己四采區己15-17-14040風巷與己15-17-14020工作面最優窄煤柱留設尺寸為5.0 m即可滿足安全生產需求。

3 沿空巷道支護設計及控制效果模擬

3.1 支護參數設計

結合煤礦現場工況的實際情況，為使支護體系能夠適應采前、采后帶來的巷道圍巖大變形、高應力、塑性區范圍大等特點，設計采用“錨桿+錨索+W鋼帶+金屬網”的組合支護體系進行圍巖穩定性控制。

根據常用支護理論計算得到支護基本參數如下：錨桿長度為2.4 m，直徑為20 mm，間排距為0.9 m×1.0 m，巷道兩幫及頂板各布置錨桿8根、5根，預緊力不小于50 kN；錨索長度為5.7 m，直徑為17.8 mm，間隔2排錨桿布置1排錨索，錨索預緊力不低于80 kN?？拷褐粋鹊腻^索以偏向15°的角度進行布置，以此達到控制采空區頂板、優化煤柱載荷的目的。巷道支護斷面如圖6所示。

圖6 巷道支護斷面圖Fig.6 Roadway support section

3.2 巷道控制效果

將所設計的支護參數應用于前述數值模擬模型，選取己15-17-14040風巷無支護、有支護兩種情況且同一斷面處受相鄰工作面采動超前影響和采動滯后影響的巷道表面位移進行比較分析，不同支護狀態下采動超前影響階段與采動滯后影響階段的巷道表面移近量結果如圖7所示。

分析對比圖7中不同支護狀態下不同階段巷道表面移近量結果，在超前影響階段有支護、無支護兩種工況條件下對應的巷道斷面收縮率分別為7.3%、11.8%；在采動滯后影響階段有支護、無支護兩種工況條件下對應的巷道斷面收縮率分別為19.4%、55.0%。受采動應力場影響，無支護條件下巷道斷面收縮率高達55.0%，巷道變形嚴重已達不到使用要求；有支護條件巷道斷面收縮率控制在20%以內，沿空巷道圍巖控制效果較好，能夠滿足后續使用要求，這也證明所設計的支護參數能夠滿足支護要求。

圖7 不同支護狀態下不同階段巷道表面移近量對比Fig.7 Comparison of roadway surface approach indifferent stages under different support conditions

4 沿空巷道控制效果現場實測

為更好地把控巷道支護效果，并及時反饋支護信息，選用中煤科工集團重慶研究院有限公司研制生產的GUJ60礦用本安型頂底板移近量激光傳感器對己15-17-14040風巷進行了巷道表面位移觀測，傳感器主要用于煤礦巷道頂板及兩幫圍巖變形情況的監測，監測量程為0～60 m。

4.1 測站布置

根據現場條件確定觀測站的布置方案，觀測站布置如圖8所示。連續觀測相鄰工作面累計推進60余米，該觀測階段結束時，己15-17-14020工作面已經推進通過測站Ⅰ位置，但尚未到達測站Ⅱ、測站Ⅲ位置。

圖8 巷道表面位移測站布置Fig.8 Layout of displacement measuring stationson roadway surface

4.2 巷道變形監測結果及分析

隨著14020工作面的推進，分別記錄三個測站的頂底板移近量、兩幫移近量，并對移近量數據進行處理得到移近速度曲線。圖9為觀測階段測站Ⅰ、測站Ⅱ、測站Ⅲ表面位移量和位移速度觀測結果。在觀測階段末期，測站Ⅲ表面位移量已基本不再明顯增大，雖仍有微小變形，日均變形量為1 mm左右波動，可以認為基本達到穩定。

圖9 測站表面位移量及速度觀測結果Fig.9 Observation results of displacement and velocity on the surface of the station

分析三個觀測站巷道表面位移量數據可得出以下幾點規律：①在距離工作面前方15 m左右位置，測站Ⅰ、測站Ⅱ巷道表面位移速度達到最大值，由此表明在距離工作面15 m位置處受相鄰回采工作面采動超前應力影響最為劇烈；②測站Ⅰ后期觀測數據已基本趨于穩定，表明巷道支護設計能夠很好地適應工作面采動滯后影響，巷道圍巖控制效果較好；③測站Ⅲ所觀測移近量數據在距離工作面60 m位置出現分界點，該位置之前巷道表面位移變化平穩，在該位置之后巷道表面位移快速增加，兩幫移近速度出現最大值，由此推測工作面超前支承壓力范圍在60 m左右。

此外，通過現場觀測，測站Ⅰ受采動超前應力及滯后應力影響后的巷道頂底板移近量穩定在360 mm左右，兩幫移近量穩定在110 mm左右，其斷面收縮率僅為13.5%，可以達到后續工作面的使用要求，沿空巷道支護設計是比較成功的。

5 結 論

1) 窄煤柱尺寸直接決定著煤柱的承載能力，進而影響巷道頂板塑性區的發育程度，煤柱寬度5 m時巷道頂底板及兩幫變形率均為10.9%，且斷面收縮率最小，結合理論計算、施工經驗最終確定此工況條件下煤柱寬度選取為5 m。

2) 動壓巷道采用“錨桿+錨索+W鋼帶+金屬網”的組合支護形式，受工作面采動超前影響、采動滯后影響所造成的斷面收縮率分別為7.3%、19.4%，支護參數設計合理，能夠滿足支護及使用要求。

3) 觀測結果表明工作面前方15 m位置是巷道受采動應力影響最劇烈的位置，工作面超前支承壓力范圍在60 m左右；采動影響之后的巷道斷面收縮率控制在15%以內，取得了較好的巷道圍巖控制效果，可以滿足后續工作面的使用要求。