深部沿空掘巷窄煤柱寬度留設及圍巖控制技術研究

張建中

（冀中能源股份有限公司 邢東礦，河北 邢臺 054000）

0 引 言

煤炭作為一種不可再生的資源，是人類消耗能源中的重要組成部分，因此通過合理開采提高煤炭的回采率，對我國煤炭資源穩定、長久的使用具有重要意義。工作面窄煤柱沿空掘巷因其具有煤炭資源回收率高的優點，在我國應用廣泛，對于窄煤柱沿空掘巷，我國學者從煤柱留設寬度和圍巖控制技術方面進行了大量的研究，取得了一系列的成果。在窄煤柱留設方面，柏建彪等[1]提出窄煤柱與頂板控制都非常重要，高強度錨桿支護的窄煤柱是沿空掘巷圍巖的一個重要承載結構；李磊等[2]針對華晟榮煤礦3104 工作面工況提出綜放沿空掘巷圍巖控制技術，并成功應用于工程實踐；張科學等[3]得出大煤柱內沿空掘巷窄煤柱合理寬度的確定方法，并深度分析了本區段工作面回采對窄煤柱和寬煤柱圍巖應力分布規律的影響。在圍巖控制技術方面，柏建彪等[5]分析總結維護綜放工作面沿空掘進巷道穩定的關鍵因素，并采用高強錨桿支護有效地保持綜放沿空掘進巷道的穩定；康紅普[6]指出基于煤巖體地質力學測試、以錨固與注漿為核心的支護加固技術，是有效、經濟的深部巷道圍巖控制技術；袁亮等[7]提出了深部圍巖分級方法，并對不同分級的圍巖采取相應的支護措施，實施分步聯合支護的技術方案。

綜上所述，前人針對多種條件的沿空掘巷技術進行了大量研究，取得了豐厚的成果，但適用于邢東礦地質條件下的深部沿空掘巷窄煤柱寬度留設研究較少。因此，本文以邢東礦井11214 工作面運輸巷為工程背景，采用理論分析和現場監測相結合的方式，研究了深部沿空掘巷窄煤柱寬度留設，并提出相對應的圍巖控制技術，為類似生產地質條件下的沿空掘巷提供了借鑒。

1 概 況

邢東煤礦2 號煤層結構簡單，賦存穩定，厚度變化較小，為全區穩定可采煤層。11214 工作面是-760 水平1100 采區第13 個工作面，平均煤厚4.5 m，工作面標高-720—-970 m，工作面地面標高為+53.8—+59.3 m，運輸巷的埋深為1 030 m，屬于深部礦井。11214 工作面布置如圖1 所示，工作面運輸巷頂底板巖層柱狀圖如圖2 所示。

圖1 巷道布置Fig.1 Roadway layout

圖2 巖層柱狀圖Fig.2 Rock stratum histogram

2 窄煤柱寬度留設理論計算

合理的煤柱寬度不僅要實現沿空巷道與鄰近工作面采空區保持一定安全距離，并且還需要擁有一定強度來承擔上覆巖層的載荷，因此深部沿空掘巷窄煤柱留設的最佳寬度應確保窄沿空巷道位于圍巖應力降低區內，以及確保窄煤柱的自穩能力及完整性，減小巷道圍巖變形。

2.1 基本頂破斷線位置與煤柱寬度關系

當上區段工作面回采導致上覆巖層基本頂發生破斷后，端頭區域形成關鍵三角板塊結構，巖塊A、B 之間及巖塊B、C 之間相互咬合形成穩定鉸接，實體煤上方支承壓力以關鍵塊B 的斷裂位置為界，劃分成2 個應力區域，即低應力區域的“內應力場”，寬度為S1，以及高應力區域的“外應力場”[8-11]，寬度為S2，如圖3 所示。

圖3 基本頂斷裂位置與內外應力場Fig.3 Basic roof fracture location and distribution of internal and external stress field

為確保窄煤柱的完整性以及承載能力，保證安全生產的前提下，“內應力場”寬度與窄煤柱、巷道寬度之間應滿足式（1）。

其中，內應力場范圍關系式為[12]:

式中：L1為掘巷寬度，5 m；L2為窄煤柱寬度，m；γ 為巖層基本頂容重，2.4×104N/m3；y 為煤體的壓縮量，0.9 m；M 為基本頂厚度5 m；a 為工作面走向長度，554 m；L 為初次來壓步距，40 m；G為頂板破斷線附近煤體剛度，1.2×109Pa。

經計算S1=14.77 m，因為巷道寬度L1=5 m，由式（1） 計算留設煤柱L2的最大寬度為9.77 m。

2.2 極限平衡區與煤柱寬度關系

窄煤柱寬度不能過小，否則，在窄煤柱受采動影響時會破壞嚴重，不利于錨桿索的錨固支護。因此要保證沿空巷道的穩定性，留設煤柱的內部要有相對完整并且較為穩定的承載區域，使幫錨桿能錨固在相對穩定的巖層中。因此，由護巷煤柱極限平衡理論可知，煤柱寬度還應滿足式（3）。

式中：L2為窄煤柱寬度，m；x1為煤柱破壞范圍，m；x2為煤柱中錨桿有效長度，2.3 m；x3為煤柱穩定系數，為0.2（x1+x2），m。

x1的表達式為[13]：

式中：m 為煤層平均厚度，4.5 m；λ 為側壓系數，λ=μ/(1-μ)；μ 為泊松比，取0.2；k 為應力集中系數，取1.8；γ 為巖層平均容重，取0.024 MN/m3；H 為巷道埋深，取1 030 m；C 為煤層界面的黏聚力，1.2 MPa；P 為對煤幫的支護阻力，取0.2 MPa；α 為煤層界面的內摩擦角，取25°。

經計算x1=3.09 m，代入式（3），則窄煤柱寬度L2最小值為6.47 m。因此，由上文計算得所留設的窄煤柱合理寬度范圍為6.47~9.77 m。

2.3 窄煤柱合理寬度的確定

綜合應用內外應力場及極限平衡區理論，得出窄煤柱合理寬度為6.47~9.77 m。考慮工程類比情況，同類型巷道所留設窄煤柱寬度為8 m 時，頂底板以及兩幫的移近量較小，支護效果較好，確定深部沿空掘巷窄煤柱寬度留設的合理尺寸為8 m。

3 深部沿空掘巷圍巖破壞機理分析與控制

3.1 深部沿空巷道變形破壞機理分析

隨著開采深度的不斷增加，地應力增大，煤巖所面臨的應力條件更加復雜，極易導致巷道的較大破壞。留小煤柱沿空掘巷的方式使小煤柱不僅受原巖應力場影響，還受巷道掘進、上區段工作面回采以及該工作面回采影響，巷道承受三次采掘破壞?；卷數臄嗔鸦剞D會對煤柱產生劇烈的影響，煤體破壞嚴重，裂隙急劇發育。此外，上區段2223 工作面煤層厚度在4.5 m 左右，采用一次采全高采煤方法，完全垮落法處理采空區，開采必定導致上區段覆巖劇烈運動，從而弱化煤體結構，導致煤柱節理裂隙進一步發育，在煤巖體中形成較大范圍的破碎區，在此條件下掘進巷道，煤柱將遭受巨大變形壓力，極易整體性向內擠出變形，甚至出現大面積垮塌，導致煤柱完全破碎失去已有承載能力，使得11214 工作面沿空巷道的穩定性降低。

綜上，掘進11214 工作面運輸巷（寬5 m、高3.5 m） 期間可能會出現巷道圍巖應力急劇增加以及巷道圍巖變形量急劇增大的現象，更易導致礦壓顯現。針對這種情況，要想保證巷道的安全可靠，就要針對其破壞機理采取支護措施以維護圍巖的穩定性。

3.2 沿空巷道控制對策

基于上述分析，針對深部沿空掘巷，提出“巷幫全螺紋錨桿支護+ 頂板螺紋鋼超強錨桿支護+冷拔絲金屬網配合菱形金屬網的雙網護巷+鋼絞線錨索補強支護”的圍巖綜合化控制技術。

首先對兩幫和頂板圍巖及時實施高強度主動支護，抑制巷道圍巖早期變形，并且頂角及底角錨桿偏移15°以控制關鍵承載部位的剪切破壞。最后進行高強預應力錨索補強支護，使兩幫和頂板深部巖層、中部巖層、淺部巖層都得到有效錨固。

3.3 圍巖控制技術與參數

頂板支護采用φ22 mm×2 400 mm 螺紋鋼超強錨桿，間排距800 mm×800 mm，配合穹形鋼托盤、φ12 mm 鋼筋梁及菱形金屬網；頂板采用φ21.8 mm×8 500 mm19 股鋼絞線錨索加強支護，間排距1 600 mm×1 400 mm，配合2 600×14 槽鋼、木墊板、鋼托盤等，五花眼布置。

兩幫支護采用φ20 mm×2 400 mm 全螺紋錨桿，間排距800 mm×800 mm，配合使用穹形鋼托盤、φ12mm 鋼筋梁及菱形金屬網；兩幫距頂板1.5 m 處打設錨索加強支護，間距1 600 mm，錨索采用φ15.24 mm×4 500 mm7 股鋼絞線錨索，配合200 mm×200 mm 鋼托盤和φ12 mm 鋼筋梁連鎖。支護方案如圖4 所示。

圖4 巷道支護圖Fig.4 Roadway support

3.4 工程實踐與支護效果監測

為觀測支護效果，在沿空巷道試驗段中布置測點，主要對頂底板和兩幫變形進行觀察檢測，使用十字法進行測量，在沿空掘巷煤柱、實體煤幫以及頂底板中分別固定一個錨桿釘，主要用來測量兩幫和頂底板形變量，最后通過整體分析反映巷道周圍巖體的變形情況，如圖5 所示。

圖5 巷道圍巖變形量曲線Fig.5 Deformation curve of roadway surrounding rock

監測結果顯示，在巷道掘出后，其周圍巖體形變量不斷加大，在35 d 后趨于穩定。穩定時頂底板、煤柱幫及實體煤幫最大變形量分別為67、57、64、62 mm，變形程度處于合理范圍內，巷道周圍巖體的控制效果良好，能夠達到安全生產要求。

4 結 論

（1） 由內外應力場及極限平衡區理論得到窄煤柱尺寸為6.47~9.77 m?？紤]工程類比情況，最終確定深部沿空掘巷窄煤柱寬度留設的合理尺寸為8 m。

（2） 揭示沿空巷道變形破壞機理，確定了針對性的圍巖控制對策，提出符合深部沿空掘巷圍巖特征的“巷幫全螺紋錨桿支護+頂板螺紋鋼超強錨桿支護+冷拔絲金屬網配合菱形金屬網雙網護巷+鋼絞線錨索補強支護”的聯合支護技術。

（3） 采用8 m 窄煤柱寬度及“巷幫全螺紋錨桿支護+頂板螺紋鋼超強錨桿支護+冷拔絲金屬網配合菱形金屬網的雙網護巷+鋼絞線錨索補強支護”聯合支護技術方案，在支護完成約35 d 后，巷道圍巖表面變形趨于穩定，頂板圍巖表面變形量最大，約為67 mm，實現了對深部沿空掘巷圍巖的有效控制。