厚煤層綜放沿空掘巷圍巖變形機理研究

蘇 鵬

（晉能控股集團同發東周窯煤業有限公司，山西 大同 037100）

1 工程概況

同發東周窯煤業有限公司位于山西省大同市左云縣城東，開采深度1 544.9～700 m 標高，可采山4#、C5#、8-1#、8-2#煤層，目前采用綜采放頂煤采煤法主采山4#層、C5#層煤層，煤層均厚5.53 m。

以往C5#層工作面間留設的區段煤柱寬30 m，上個工作面開采期間圍巖變形量達到560 mm。

2 巷道圍巖變形機理

2.1 現場觀測分析

寬煤柱條件下，在開采接續工作面時，接續工作面回風順槽超前100 m 范圍呈現劇烈的礦壓顯現：（1）頂板煤體異常破碎，鋼帶擠壓折曲致破壞，部分錨桿索脫落失效，沒有與頂板達到充分的接觸面積，最大頂板下沉量達到1000 mm；（2）幫部擠壓發生嚴重變形，實體煤幫最大變形量為560 mm，寬煤柱幫最大變形量為760 mm；（3）巷道底板變形嚴重，底板變形多始于巷道中部，然后隨著工作面的推進向兩邊擴展，底板變形量最大達到450 mm。綜上所述，超前段回采巷道在工作面開采期間整體呈現變形量大、變形速度快、變形持續時間長等特點，對通風、行車造成了極大的安全隱患，直接影響工作面的安全生產。巷道變形簡圖如圖1。

圖1 巷道變形簡圖

2.2 理論分析

（1）巷道開挖后會根據圍巖變形程度由自由面向圍巖深部依次劃分為破碎區、塑性區、彈性區，并且這三個分區的范圍不是一成不變的，是隨著工作面的開采引起復雜的圍巖應力環境變化的[1-2]。以超前巷道某一范圍研究，隨著工作面的推進，超前支承壓力顯著增加，巷道圍巖由于所承受的應力超過其承載能力，原來處于塑性區的深部圍巖形成破碎區，增大了破碎區深度，而塑性區范圍繼續向深部擴展，所以圍巖變形量隨著工作面的開采持續增加。圍巖分區如圖2。

圖2 圍巖分區擴展示意圖

（2）留設煤柱并不是越寬越好，留設30 m 寬的煤柱不僅造成了大量損失，而且使上個工作面開采造成的高支承壓力都由煤柱承擔，當相鄰工作面繼續開采時引起的超前應力與煤柱內的側向高支承壓力疊加造成煤柱破壞進一步加大[3-4]。

綜上，留設寬煤柱護巷不僅造成了大量煤炭資源的浪費，而且使高支承壓力范圍分布在巷道和煤柱所處空間內，使巷道圍巖變形嚴重。因此，針對寬煤柱護巷存在的問題，在C5 層8106 工作面開展小煤柱沿空掘巷技術研究，確定其合理的煤柱寬度，有效改善回采巷道壓力，提高煤炭資源回收率，達到安全高效生產的目的。

3 合理煤柱寬度研究

本文基于極限平衡理論對合理的煤柱寬度展開研究。合理的窄煤柱寬度可以表示為[5]：

式中：B為煤柱寬度，m；B1為巷道掘進后的塑性區寬度，m；a為掘進影響系數，取1.1；B2為采空區一側煤柱塑性區寬度，m；b為工作面開采影響系數，取1.2。

B1、B2可分別表示為：

式中：h為巷道高度，m；λ為側壓系數；C為煤層與底板界面處的內聚力，MPa；φ為煤層與底板界面處的內摩擦角，（°）；k為巷道周邊處的應力集中系數；H為煤層埋深，m；P為巷道支護體對煤幫的支護強度，MPa；K為工作面回采引起的應力集中系數；M為煤層厚度，m；γ為容重，N/m3。

8106 工作面煤巖層相關參數如下：h、λ、C、φ、k、H、P、K、M、γ分別為3.8 m，0.4，1.5 MPa，13°，2.5，450 m，0.08 MPa，2.8，5.5 m，12 000 N/m3。將上述參數代入上述公式，可以得到合理的煤柱寬度應設計為6 m。

4 窄煤柱巷道圍巖控制

4.1 厚煤層窄煤柱巷道支護難點

結合8206 工作面生產地質條件，使用6 m 寬的窄煤柱有以下支護難點：（1）厚煤層開采空間大、強度高，圍巖應力環境惡劣；（2）窄煤柱巷道受到多重采動影響。

4.2 厚煤層窄煤柱巷道支護方案

5106 巷道確定采用高強錨網索支護，充分發揮圍巖小結構的承載能力，具體支護方案如下：（1）頂板采用全錨索支護。錨索的規格有兩種，一種是5200 mm 的，布置5 根，錨索間排距為1100 mm×900 mm；另外一種是7200 mm 的規格，布置2 根，間排距是2200 mm×1800 mm。錨索全部垂直于頂板布置，預緊力不小于300 kN。（2）幫部錨桿為左旋無縱筋螺紋鋼錨桿（Φ20 mm×2400 mm），間排距為800 mm×1000 mm，錨桿全部垂直于幫部布置。實體煤幫和煤柱幫分別布置3 根錨索，錨索長度為4200 mm，間排距為2000 mm×900 mm，都垂直于煤壁布置，預緊力為200 kN。支護方案如圖3。

圖3 5106 巷道支護方案圖（mm）

5 應用效果

在8106 工作面回風順槽采用窄煤柱護巷，為了檢驗煤柱寬度的合理性和支護方案的控制效果，在本工作面開采期間超前段150 m 處的巷道內部設立了表面位移監測站實時監測巷道頂底板及兩幫收斂情況。巷道表面位移監測情況如圖4。分析巷道表面位移監測數據可知：窄煤柱巷道表面位移變化分為2 個階段，第一階段是表面位移緩慢變形階段，持續距離為150～50 m 左右；第二階段是巷道圍巖急劇收斂階段，持續距離為50～0 m，該階段巷道變形量占總變形量的67%左右。工作面推過該測站位置，此時監測位置處巷道的最終底鼓量為72 mm，兩幫最大移近量為64 mm，煤柱側頂板最大下沉量為127 mm，實體煤側頂板最大下沉量為97 mm。與寬煤柱巷道控制效果相比，巷道圍巖變形量得到了明顯控制，表明煤柱寬度和巷道控制對策實現了支護結構與圍巖的協調變形，實現了巷道的長期穩定。

圖4 巷道表面位移監測情況

6 結論

分析了東周窯礦30 m 煤柱寬度條件下的巷道圍巖變形機理，基于提高煤柱回收量、保證安全生產原則提出窄煤柱護巷的優化措施，計算了合理的煤柱寬度，通過現場實踐驗證了窄煤柱巷道的優越性和支護方案的合理性。由表面位移監測站得到最終底鼓量為72 mm，頂板最大下沉量為127 mm，兩幫最大移近量為64 mm。