深埋大采高沿空掘巷窄煤柱留設及圍巖控制技術研究

張展華，劉如鵬，張 昆

(陜西黃陵二號煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

沿空掘巷是指沿著已穩定的上區段工作面采空區邊緣或與采空區之間留設區段煤柱掘進回采巷道的一種巷道施工技術，其憑借高煤炭回采率、低巷道維護費用和可有效隔絕采空區氣體等優點，近年來在我國各大礦區得以廣泛應用[1 -3]。區段煤柱留設寬度是否合理，是決定沿空掘巷施工效果的關鍵技術參數之一[4]。若區段煤柱留設寬度較小，煤柱穩定性較差，不足以支撐上覆巖層壓力，極易導致煤柱失穩破壞[5]。若區段煤柱留設寬度較大，煤柱自身雖能保持較高的穩定性，卻易將回采巷道布置在應力升高區內，導致巷道變形較大，巷道維護成本較高[6]。因此，為確保回采巷道穩定和工作面安全生產，沿空掘巷護巷煤柱合理寬度應使得回采巷道既布置在應力降低區又盡可能提高煤炭回采率。對此，相關學者和專家進行了大量研究，得到了許多有益的研究成果。張玉鵬等[7]通過理論分析和數值模擬研究，確定了南梁煤礦30100輔運順槽護巷煤柱的合理寬度為5 m。李建波[8]通過對不同煤柱寬度下工作面側向支承壓力分布規律和巷道變形特征的研究，確定了龍王溝煤礦61612主運順槽護巷煤柱合理寬度為10 m。孫珍平[9]通過分析采空區穩定前后側向支承壓力分布規律，確定了煤柱上方應力降低區范圍，并結合理論計算和數值模擬研究結果，確定了同忻礦8305綜放工作面小煤柱最大寬度為11.5 m。

黃陵二號煤礦早期區段煤柱按照20 m凈煤柱留設滿足不了正常的回采需要，于是將煤柱寬度增大至35 m，這樣煤柱雖然基本能夠滿足回采生產需要，但回采巷道變形失修情況還時有發生。且若將目前在采的三盤區的區段煤柱都按照35 m留設，則一個工作面將因此損失煤炭114萬t，直接經濟損失高達5億元。因此，為降低工作面煤炭回采率、提高經濟效益，對三盤區工作面回采巷道進行窄煤柱沿空掘巷是非常必要的。本文以303輔運順槽為研究對象，采用理論分析、數值模擬和現場實測的研究方法，確定了303輔運順槽沿空掘巷護巷窄煤柱的合理寬度，以期為該礦和類似工程條件礦井采用小煤柱沿空掘巷技術提供參考。

1 工程概況

黃陵二號煤礦為年產800萬t的現代化智能礦井，目前在采2號煤層。2號煤層埋深為490～690 m，平均埋深590 m；煤層厚度為2.75～5.75 m，平均厚度4.61 m；煤層傾角為2°～6°，平均傾角4°。303輔運順槽位于2號煤層三盤區西南部，地面標高為+1 200～+1 440 m，工作面標高為+710～+750 m。303輔運順槽為矩形巷道，斷面尺寸4 600 mm×4 200 mm(寬×高)，設計長度4 012 m，沿2號煤層頂板掘進。303輔運順槽北為303工作面，南為301工作面采空區。根據303工作面實際揭露頂底板資料，303工作面頂底板情況見表1。

2 窄煤柱合理寬度理論分析

2.1 采動影響下煤柱應力分布特征

區段煤柱的穩定性是影響回采巷道穩定性和支護強度的關鍵因素，而煤柱寬度是決定區段煤柱穩定性和回采巷道是否布置在應力降低區的重要參數[10 -12]。沿工作面推進方向，工作面前后應力分布與煤體和煤柱的應力分布緊密相連，這是采掘擾動引起的圍巖應力重新分布的直接反映[13]。隨著工作面的推進，采空區頂板巖層不斷發生下沉和破斷，頂板巖層重力向工作面附近煤柱轉移導致煤柱應力集中程度劇增，進而導致煤柱發生一定范圍的塑性破壞。合理的煤柱寬度，在最大可能提高煤炭回采率的同時，又能確保煤柱自身穩定性，滿足巷道維護的需要[14 -16]。沿工作面推進方向，采動影響下煤柱彈塑性變形及垂直應力分布特征如圖1所示(圖中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ分別代表破碎區、塑性區、彈性區和原巖應力區)。

表1 煤層頂底板情況

圖1 采動影響下煤柱彈塑性分區及垂直應力分布Fig.1 The elastoplastic partition and vertical stress distribution of coal pillars under the influence of mining

2.2 區段煤柱合理寬度計算

受巷道掘進和上區段工作面回采影響，區段煤柱兩側均存在一定范圍的塑性破壞區。而區段煤柱能夠保持自身穩定以起到維護巷道作用的必要條件是其內部具有一定寬度的核心承載區。基于雙側塑性區計算法，區段煤柱的合理范圍寬度E為[17]

E=k(xp+xs+xh)

(1)

(2)

(3)

xh=0.4(xp+xs)

(4)

式中，k為煤體采動影響因子，與頂板巖層完整性有關，取0.94；xp為巷道側煤柱邊緣塑性區寬度，m；煤層開采高度，取3.2 m；φ為煤體內摩擦角，取36°；c0為煤體粘聚力，取2 MPa；Pt為巷道側支護阻力，取0.5 MPa；β為側壓系數，取0.4；σyp為煤柱的極限強度，取10.6 MPa；Ps為側向支護阻力，取1.2 MPa；xs為采空區側煤柱邊緣塑性區寬度，m；xh為區段煤柱核心承載寬度，m。代入數據可分別求得xs=2.58 m，xp=2.61 m，xh=2.08 m，故煤柱合理范圍寬度E=0.94(2.58+2.61+2.08)=6.83 m。由此可見，303輔運順槽護巷窄煤柱的最小寬度應為7 m。

3 窄煤柱合理寬度數值模擬分析

3.1 數值計算模型

基于303輔運順槽實際工程地質條件和邊界效應，采用FLAC3D數值模擬軟件建立了尺寸為200 m×150 m×80 m(長×寬×高)的三維數值計算模型，模型采用摩爾 -庫倫準則進行計算。模型邊界條件為：底部邊界固定垂直方向位移，四周固定水平方向位移，上部施加14.75 MPa的均布載荷(按埋深590 m，巖體平均容重25 kN/m3計算)等效上覆巖層重力。模擬過程中，首先對301工作面進行開挖，待301工作面采空區頂板巖層運動穩定后，分別留設5 m、7 m和14 m寬的區段煤柱后開挖303輔運順槽，對不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力及塑性區分布特征進行分析。煤巖層力學參數見表2。

表2 煤巖層基本物理力學參數

3.2 巷道圍巖垂直應力分布特征

巷道掘進期間，不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力分布特征如圖2所示。可知，當煤柱寬度為5 m時，煤柱應力集中區與巷幫距離約為2 m，應力峰值為6.5 MPa；當煤柱寬度為7 m時，煤柱應力集中區與巷幫距離增大至4 m，應力峰值增大至17.6 MPa；當煤柱寬度為14 m時，煤柱應力集中區出現在301工作面采空區側，應力峰值為12.8 MPa。由此可見，隨著煤柱寬度的增加，煤柱應力集中區出現的位置逐漸遠離巷幫位置，而煤柱應力集中程度卻逐漸降低。此外，相較于7 m寬的煤柱，5 m寬的煤柱應力峰值反而顯著減小，說明該寬度下的煤柱不足以支撐上覆巖層重力而發生塑性破壞，應力集中區出現位置與巷道較近，導致巷道發生較大的擠壓變形。

圖2 不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力分布云圖Fig.2 Cloud map of vertical stress distribution of roadway surrounding rock under different coal pillar widths

3.3 巷道圍巖塑性區分布特征

巷道掘進期間，不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區分布特征如圖3所示。由圖3可知，當煤柱寬度為5 m時，巷道煤柱側塑性區與上區段采空區側塑性區貫通，巷道實體煤側塑性區寬度約為2.5 m，巷道頂板和底板塑性區寬度均約為1.0 m。當煤柱寬度為7 m時，巷道煤柱側塑性區寬度約為2.0 m，與上區段采空區側塑性區間存在約2.4 m寬的彈性區，巷道頂板、底板及實體煤側塑性區寬度與煤柱寬度為5 m時變化不大。當煤柱寬度為14 m時，巷道煤柱側塑性區寬度約為2.0 m，巷道頂板、底板及實體煤側塑性區寬度與煤柱寬度為7 m時基本一致。由此可見，煤柱寬度為5 m時，受巷道掘進和上區段工作面回采影響，煤柱整體發生塑性變形，基本喪失對上覆巖層重力的支撐作用。當煤柱寬度增大至7 m時，煤柱內部存在一定范圍的彈性核區(核心承載區)，煤柱自身穩定性較好，足以對上覆巖層形成有效支撐，對巷道進行有效維護。當煤柱寬度為14 m時，煤柱內部彈性核區增大至9 m，煤柱強度及完整性顯著增強。綜合考慮工作面煤炭回采率、巷道支護強度、不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力和塑性區分布特征等因素，確定303輔運順槽護巷窄煤柱合理寬度為7 m。

4 工程實踐

4.1 303輔運順槽支護設計

基于301工作面回采巷道支護參數和沿空掘進巷道的非對稱變形特征[18]，提出采用“錨網索帶”聯合支護方案。頂錨桿選用φ22 mm×2 400 mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×700 mm，每排布置6根，所有頂錨桿均垂直于頂板打設。頂錨索選用φ21.8 mm×6 200 mm的1×7股低松弛高應力鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 400 mm，采用“二○二”的方式布置。菱形鐵絲網規格為5 000 mm×1 000 mm，網孔尺寸為50 mm×50 mm。W鋼帶規格為4 400 mm×250 mm×5 mm。兩側巷幫錨桿均選用φ22 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×700 mm，每排布置6根，上下兩肩窩錨桿與巷幫呈75°夾角打設，其余幫錨桿垂直于巷幫打設。菱形鐵絲網規格為3 500 mm×1 000 mm，網孔尺寸為50 mm×50 mm。巷幫上部采用2 700 mm圓鋼帶，下部采用1 900 mm圓鋼帶。此外，為加強對煤柱側巷幫圍巖控制，垂直于巷幫布置2根φ17.8 mm×4 200 mm的幫錨索，間排距為1 500 mm×1 400 mm。巷道支護斷面如圖4所示。

圖3 不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區分布云圖Fig.3 Cloud map of plastic zone distribution of roadway surrounding rock under different coal pillar widths

圖4 巷道支護斷面圖Fig.4 Section view of roadway support

4.2 圍巖控制效果觀測與分析

為評估303輔運順槽留設7 m寬的護巷窄煤柱沿空掘巷效果，在巷道內分別布置3個測站，測站間距為50 m，對掘進期間巷道表面位移和頂板離層情況進行觀測。由于3個測站所觀測到的巷道表面位移及頂板離層變化規律基本一致，故以2#測站所觀測的數據為例進行分析。303輔運順槽掘進期間巷道表面位移量和頂板離層量隨時間的變化曲線分別如圖5和圖6所示。

圖5 巷道表面位移量變化曲線Fig.5 Variation curve of roadway surface displacement

圖6 巷道頂板離層量變化曲線Fig.6 Variation curve of separation amount of roadway roof

由圖5和圖6可知，在巷道掘進32 d內，巷道表面位移量和頂板離層量均增長較快，而在32 d以后，巷道表面位移量和頂板離層量均趨于穩定。在為期60 d的觀測期間內，巷道頂底及兩幫相對移近量最大值分別為83.17 mm和176.55 mm，均在允許范圍內。巷道頂板錨固區內最大離層量為34.43 mm，錨固區外最大離層量為14.72 mm，累計頂板離層量為49.15 mm，表明頂板采用的“錨網索帶”聯合支護方案對巷道頂板形成了有效支護，維護了錨固區內頂板圍巖穩定，所形成的壓力拱結構對頂板深部巖層也起到了有效支撐。綜上所述，說明留設7 m寬的窄煤柱和采取的支護方案對巷道圍巖控制效果較好。

5 結論

(1)基于對采動影響下區段煤柱應力分布特征的分析，采用雙側塑性區計算法確定了護巷窄煤柱的合理寬度為7 m。

(2)采用FLAC3D數值模擬軟件對比分析了不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力和塑性區分布特征，指出7 m寬的區段煤柱內部存在約2.4 m寬的彈性核區，能夠有效支撐上覆巖層重力。

(3)基于沿空巷道非對稱變形特征，提出“錨網索帶”聯合支護方案。現場應用結果表明，掘進60 d內，巷道頂底板及兩幫相對移近量最大值分別為83.17 mm和176.55 mm，頂板錨固區內和錨固區外離層量分別為34.43 mm和14.72 mm，說明采用留設7 m寬的區段煤柱沿空掘進并進行支護后，巷道圍巖變形得到有效控制。