深井6.8 m 大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度及圍巖控制研究

孫東飛，尚 奇

（中煤西安設計工程有限責任公司，陜西 西安 710054）

工作面窄煤柱沿空掘巷因其具有煤炭資源回收率高，采掘接替時間短等優點，成為了提高礦井煤炭資源采出率的有效方法之一[1-2]。

在窄煤柱留設方面，候朝炯等[3]系統研究了綜放工作面沿空掘巷上覆巖層的結構特點，認為頂板和窄煤柱的承載能力是維護巷道圍巖穩定的關鍵；李學華等[4]分析了沿空掘巷窄煤柱破壞的多個影響因素及其特征，得出了窄煤柱的寬高比對于煤柱的影響最為顯著的結論；柏建彪等[5]、白璐等[6]、郝金鵬等[7]采用數值模擬方法研究了不同寬度煤柱的穩定性，合理確定了窄煤柱沿空掘巷煤柱留設的尺寸；張科學等[8]、鄭錚等[9]采用理論計算與數值模擬相結合的方法，對沿空掘巷煤柱留設的合理寬度進行了研究，并在現場進行了試驗。

在圍巖控制技術方面，岳帥帥等[10]通過理論計算、鉆孔窺視確定了特厚煤層綜放開采條件下沿空掘巷窄煤柱寬度，并相對應地提出了1 種強力聯合支護技術；高峰等[11]根據千樹塔煤礦淺埋深特厚煤層地質條件，采用數值模擬和工程類比的方法確定了沿空掘巷護巷煤柱寬度，提出了高預應力強力支護技術并進行了現場實踐；馬其華等[12]為提高沿空巷道圍巖穩定性，提出采用“高預緊力、強力錨桿+強力錨索+強力鋼帶”聯合支護系統對沿空巷道進行支護；侯玉軍等[13]依據UDEC 多邊形破壞準則建立了Trigon 數值模型，分析了不同寬度煤柱內應力、裂隙擴展特征及巷道圍巖變形規律，在確定留巷煤柱寬度的同時提出了“高強錨桿錨索+鋼筋梯子梁”支護的技術。

綜上所述，前人對各種地質生產條件下的沿空掘巷技術進行了研究，但是對于深部礦井大采高、寬度近6 m 大斷面沿空掘巷研究較少。為此，以大海則礦井20203 工作面回風巷小煤柱掘巷為工程背景，采用理論分析和數值模擬相結合的方式研究了深井大采高大斷面沿空掘巷煤柱寬度的留設，并提出了相對應的圍巖控制技術。

1 工程概況

20201 工作面為大海則煤礦202 采區的首采工作面，設計有回風巷、運輸巷2 條回采巷道，工作面內2#煤層埋深646.01～654.15 m，平均埋深為649.4 m。地層產狀平緩，傾角0.5°～1.8°左右，無大的起伏，煤層厚度為6.48～7.35 m，平均厚度6.80 m。工作面地質柱狀圖如圖1。待20201 工作面回采過后，在運輸巷旁留設小煤柱掘進20203 工作面的回風巷。

圖1 20201 工作面地質柱狀圖Fig.1 Geological histogram of 20201 working face

2 窄煤柱寬度留設理論計算

2.1 基本頂破斷線位置與煤柱寬度關系

上區段工作面回采之后，采空區上方基本頂將發生破斷并且斷裂后的巖塊形成鉸接結構，斷裂線將煤體分為2 個區域[14-15]，即內應力場和外應力場，內外應力場模型如圖2。圖中：S1為內應力場寬度；S2為外應力場寬度。

圖2 內外應力場模型Fig.2 Model of internal and external stress fields

為保證煤柱有穩定承載能力，“內應力場”寬度與巷道寬度、煤柱之間的關系有如下關系：

式中：L1為留巷寬度，5.8 m；L2為留設煤柱寬度，m；ρ 為基本頂密度，2.5 t/m3；a 為工作面走向長度，300 m；M 為基本頂厚度，本工作面最大可達8.75 m；y 為煤體的壓縮量，0.9 m；L 為基本頂初次來壓步距；G 為頂板破斷線附近煤體剛度，1.2×109Pa。

計算可得S1=14.4 m，因為巷道寬度L1=5.8 m，由式（1）計算煤柱寬度L2最大值為8.2 m。

2.2 極限平衡區與煤柱寬度關系

留設煤柱寬度不宜過小，受上區段工作面回采的影響，煤柱損傷破壞嚴重，要保證沿空巷道的穩定性，煤柱內部要有穩定的承載區域，幫錨桿要能夠錨固在相對穩定的煤體中。因而，煤柱寬度還應滿足：

式中：m 為煤層的平均厚度，6.8 m；λ 為側壓系數，λ=μ/（1－μ）；μ 為泊松比，0.2；K 為應力集中系數，1.6；H 為巷道埋深，650 m；ρ1為巖層的平均密度，2.5 t/m3；C 為煤層界面的黏聚力，1.2 MPa；α 為煤層界面的內摩擦角，33°；p 為對煤幫的支護阻力，0.21 MPa。

由202 采區地質情況，計算得到x1=3.1 m，代入式（3），則煤柱寬度L2最小值為5.8 m。因此，窄煤柱合理寬度范圍為5.8～8.2 m。

3 深井大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度數值分析

3.1 模型建立與模擬方案

為了節省計算時間同時又不降低數值計算精度，考慮到工作面地質條件，建立x×y×z=140 m×120 m×90 m 的數值計算模型，數值計算模型如圖3。

圖3 數值計算模型Fig.3 Numerical calculation model

y 軸方向為工作面推進方向。模型底部及四周為位移約束，模型上部加載15 MPa 應力以模擬覆巖自重。前文基于內外應力場及極限平衡理論，得出窄煤柱合理寬度范圍大致為5.8～8.2 m，為了更好地確定煤柱寬度，利用數值模擬軟件分別模擬煤柱寬度為3.5、5.0、6.5、8.0、9.5、11.0 m 情況下的應力分布特征及塑性區分布情況，從而為確定煤柱寬度提供依據。模擬過程為模型建立?初始地應力的平衡?不同煤柱寬度下的數值計算。

3.2 沿空掘巷窄煤柱不同寬度數值模擬

3.2.1 應力分布特征及轉移規律

不同煤柱寬度應力分布特征云圖如圖4。

由圖4 可知，不同煤柱寬度下巷道頂底板圍巖均處于低應力狀態，而實體煤側與煤柱側存在一定程度的應力集中。窄煤柱寬度為3.5～5.0 m 時，巷道頂板及煤柱幫發生明顯擠壓變形，實體煤側應力較為集中，而煤柱處于全范圍的低應力狀態，承載能力較弱；煤柱寬度為6.5～9.5 m 時，實體煤側與煤柱均發現應力集中現象存在，煤柱受力得到改良，承載能力較3.5 m 與5.0 m 煤柱時大幅提高，在該煤柱寬度范圍內可較好地發揮煤柱對頂板的支承作用以保證巷道長期穩定。

圖4 不同煤柱寬度應力分布特征云圖Fig.4 Cloud diagrams of stress distribution characteristics of different coal pillar widths

煤柱寬度大于或等于11 m 時，實體煤側應力集中逐漸衰弱，而煤柱中應力峰值較高，易對煤柱穩定性形成較大威脅，不利于沿空巷道圍巖變形控制。

3.2.2 不同煤柱寬度塑性區變化演化規律

不同煤柱寬度塑性區變化特征圖如圖5。

圖5 不同煤柱寬度塑性區變化特征圖Fig.5 Variation characteristics of plastic zone in different pillar widths

由圖5 可知：窄煤柱寬度為3.5～5 m 時，受上區段回采及沿空煤巷掘進影響，巷道及煤柱發生大范圍的剪切塑性破壞，煤柱較為松散破碎，不利于煤巷掘進及下工作面回采；煤柱寬度為6.5～9.5 m 時，煤柱上方及巷道頂板塑性區明顯減小并出現彈性核區，在此情況下對巷道頂板施打錨桿，錨桿將錨固在巖體的彈性區中，能較大程度地發揮錨固效果；煤柱寬度大于或等于11 m 時，巷道圍巖及煤柱塑化程度進一步減弱，彈性核區面積進一步擴大，煤柱上方及巷道頂板出現大面積彈性巖體，但在此煤柱寬度范圍內掘進巷道將造成大量煤炭資源的浪費。

3.3 大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度

首先基于內外應力場及極限平衡理論，得到該地質條件下內應力場寬度為14.4 m，上工作面回采后煤柱破碎區寬度為3.1 m，繼而得到窄煤柱合理寬度范圍為5.8～8.2 m。之后對窄煤柱寬度分別為3.5、5.0、6.5、8.0、9.5、11.0 m 時巷道圍巖應力及塑性破壞特征進行數值模型模擬，數值分析表明，6.5～9.5 m 煤柱尺寸時，煤柱受力得到改良，承載條件較好，煤柱上方及巷道頂板出現彈性核區，能較大程度地發揮錨桿（索）錨固效果以保證頂幫穩定。根據理論計算結果與數值分析結果取交集，同時兼顧工程類比與經濟效益，綜合確定大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度為6.5 m。

4 沿空巷道圍巖破壞機理分析與控制技術

4.1 沿空巷道變形破壞機理分析

小煤柱沿空由于所處位置決定了其不僅受地應力場影響，還受回采工作面整個采動過程的影響。20201 工作面煤層厚度在6.8 m 左右，采用一次采全高采煤方法，大采高和高強度的開采導致采空區覆巖運動劇烈，使得相鄰工作面沿空巷道的穩定性降低。深部高地應力和工作面開采產生的超前支承壓力與側向支承壓力形成疊加集中應力，集中應力的疊加惡化了20203 回風巷圍巖應力環境。20201 工作面回采后，端部懸板大結構回轉和滑落失穩均會顯著影響區段煤柱完整性，煤體破壞嚴重，裂隙發育。此情況下掘進巷道，煤柱將遭受多重不利因素影響，掘進過程中極易整體性向內擠出變形，甚至出現大面積垮塌現象。

2#煤裂隙較為發育，受到采動影響，采空區周圍煤體結構被改變，且物理力學性質被弱化，進一步破壞了煤體完整性。為滿足生產要求，掘進大斷面回風巷道（巷寬5.74 m、巷高4.55 m），巷道斷面大使得巷道圍巖應力和變形急劇增加，更容易出現幫部片幫、脫落，頂板離層、下沉，底板底鼓等礦壓顯現。因此，要保證沿空巷道服務年限內安全牢靠，就要根據其圍巖破壞機理采取針對性措施以維持巷道圍巖穩定性。

4.2 沿空巷道控制對策

針對深部大采高大斷面沿空掘巷圍巖裂隙惡性發育、采掘擾動劇烈、窄煤柱弱承載以及巷道支護系統破損失效等難題，提出“高強度混凝土鋪底+巷幫高預應力錨桿支護+頂板柔性錨桿強支護撐頂+菱形金屬網護巷”的圍巖綜合化控制技術。

高強度混凝土鋪底可以在一定程度上減弱底板破壞防止底鼓的發生。在合理煤柱確定的情況下，采用高強柔性錨桿錨固承載結構支護，使得柔性錨桿錨固區內的壓應力值顯著提高，有效壓應力區使錨桿錨固區疊加為1 個大范圍的主動支護區域。尤其是對于大斷面大跨度巷道，柔性錨桿的錨固不僅起到懸吊作用又保證了對頂板的縫合作用，使其錨固巖成為整體，增加其厚層錨固梁的抗彎鋼度，避免造成錨桿組合拱的剪切破壞，提高巷道圍巖的整體穩定性。幫部高預緊力錨桿配合托盤和菱形金屬網對淺部圍巖破碎區巖體產生保護、支承作用，將錨桿及淺部圍巖形成壓力拱承載結構錨固在圍巖深部穩定的巖層中，有效地鞏固圍巖整體的承載能力。因此，沿空掘巷圍巖錨固承載結構的形成可以視作各錨桿錨網等支護體在圍巖中產生的預應力承載結構的疊加耦合，高強承載聯合支護結構圖如圖6。

圖6 高強承載聯合支護結構圖Fig.6 Structure diagram of high-strength bearing combined support

4.3 支護參數

根據現場實際及上述研究結果，支護參數為：頂板采用柔性錨桿+螺紋鋼錨桿支護，柔性錨桿φ=21.8 mm、L=4 500 mm，排距1 500 mm，間距不一，1排4 根，2 根邊柔性錨桿距巷幫825 mm，其余2 根分別距邊柔性錨桿1 052 mm，每根柔性錨桿搭配1塊300 m×300 mm×16 mm 拱形鋼托盤；頂錨桿選用φ=22 mm，L=2 400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排1 根，位于2 排柔性錨桿的中部對角線中點，排距1 500 mm，托板規格200 mm×200 mm×10 mm；采用菱形金屬網護頂，網片規格3 500 mm×1 400 mm。巷幫選用φ=22 mm、L=2 600 mm 細牙螺紋鋼錨桿，每幫5 根，間距不一，排距1 500 mm，托板規格200 mm×200 mm×10 mm，其中角錨桿距頂板300 mm，與水平線夾角15°，第2 根距角錨桿900 mm，其余間距1 000 mm；采用菱形金屬網護幫，網片規格4 500 mm×1 400 mm。底部采用高強度混凝土鋪底，厚度為300 mm。支護方案如圖7。

圖7 支護方案圖Fig.7 Support scheme diagram

4.4 工程應用效果分析

為觀測小煤柱沿空巷道圍巖變形情況，利用激光測距儀對巷道圍巖變形量進行觀測，煤幫側頂板測點和實體煤側頂板測點各距巷道中心線1.5 m（測點1、測點2），煤柱幫和實體煤幫測點位于距底板2.3 m 處（測點3、測點4），底板測點位于巷道中心處（測點5），掘進期間巷道圍巖變形曲線如圖8。

圖8 掘進期間巷道圍巖變形曲線Fig.8 Deformation curves of roadway surrounding rock during tunneling

從圖8 可以看出，前期巷道圍巖變形較快，32 d后巷道變形趨于穩定。穩定時實體煤幫、煤柱幫、實體煤側頂板和煤柱側頂板最大變形量分別為52、60、62、67 mm，變形量處于合理范圍內。

窄煤柱沿空巷道維護的難點在于本工作面受的動壓影響，沿空巷道將承受工作面超前支承壓力和側向支承壓力對巷道帶來的危害。為觀測巷道圍巖的變形量，在本工作面回采時設置測點對巷道圍巖進行監測，本工作面回采時巷道圍巖變形量如圖9。

圖9 本工作面回采時巷道圍巖變形量Fig.9 Deformation of roadway surrounding rock during stoping of this working face

由圖9 可知，工作面前方40 m 范圍外圍巖整體變形量相對較小；煤柱側頂板下沉量大于實體煤幫頂板下沉量，隨著回采的繼續推進，圍巖變形速率逐漸增加，在進入12 m 范圍內增速達到最大值，整個動壓影響內巷道變形量在可以接受的范圍，能滿足回采的要求，充分說明留設煤柱及支護的合理性。

5 結 語

1）基于內外應力場及極限平衡理論，得到深井6.8 m 大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度合理范圍為5.8～8.2 m。

2）數值模擬結果表明，6.5～9.5 m 煤柱尺寸時，煤柱與實體煤側都存在一定的應力集中，煤柱受力得到改良，煤柱上方及巷道頂板出現彈性核區，能較大程度地發揮柔性錨桿錨固效果以保證頂幫穩定。

3）提出了“高強度混凝土鋪底+巷幫高預應力錨桿支護+頂板柔性錨桿強支護撐頂+菱形金屬網護巷”的圍巖綜合化控制技術，支護完成32 d 后巷道收斂變形趨于穩定，煤柱幫、實體煤幫、煤柱側頂板及實體煤側頂板最大變形量分別為52、60、62、67 mm，巷道整體變形處于可控范圍。