深部特厚煤層綜放沿空掘巷煤柱優化及巷道支護

彭林軍 吳家遙 何滿潮 宮凱旋 陳東旭 徐順鈺

摘?要：為研究深部大采高綜放工作面窄煤柱沿空掘巷巷道礦壓控制問題，以國能寧煤集團棗泉煤礦2-2特厚煤層130203大采高綜放工作面回風巷道為背景，基于實用礦山壓力理論，建立了巷道圍巖內、外應力場動態結構力學模型，運用理論計算和數值計算針對不同尺寸煤柱煤體應力對比分析，將原留設15 m護巷煤柱縮小至5 m進行了煤柱優化。結果表明：在穩定的內應力場掘巷有利于巷道的穩定性，避免了頂板事故及沖擊地壓相關災害的發生，現場5 m小煤柱護巷工程應用中，130203回風巷道小煤柱側變形量為1 050 mm，實體煤幫變形量為

400 mm，兩幫呈現不對稱性變形，底板局部底鼓量為1 400 mm；深部特厚煤層綜放開采沿空掘巷采用5 m小煤柱護巷方案設計正確，極大改善了巷道圍巖的應力環境，整體設計滿足生產要求，現場應用良

好。130203工作面小煤柱沿空掘巷技術成功應用，為礦井開采提供了可靠的科學依據。

關鍵詞：深部特厚煤層；大采高綜放開采；沿空巷道；煤柱優化；巷道支護

中圖分類號：TD 323

文獻標志碼：A

文章編號：1672-9315（2024）03-0563-11

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2024.0316開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

Optimization of coal pillar and tunnel support for fully mechanized

caving along gob in deep and extra thick coal seams

PENG Linjun1，3，WU jiayao1，HE Manchao2，GONG Kaixuan1，CHEN Dongxu1，XU Shunyu1

（1.School of Civil Engineering and Architecture，Dalian University，Dalian 116622，China；

2.State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering，

China University of Mining & Technology（Beijing），Beijing 100083，China；

3.Research Center for Geotechnical and Structural Engineering Technology

of Liaoning Province，Dalian University，Dalian 116622，China）

Abstract：In order to study the control of mining pressure in narrow coal pillars along goaf roadway in deep high mining and fully mechanized top coal caving face，the return air roadway of 130203 high mining and fully mechanized top coal caving face in the 2-2 thick coal seam of Zaoquan coal mine of Guoneng Ning Coal Group is taken as the engineering object.Based on the practical mining pressure theory，a dynamic structural mechanical model of the internal and external stress fields in the surrounding rock of the roadway was established.Theoretical and numerical calculations were carried out to compare and analyze the stress of coal pillars of different sizes.The original 15 m protective roadway coal pillar was reduced to 5 m for coal pillar optimization.The results indicate that excavating tunnels in a stable internal stress field is beneficial for the stability of the tunnels，which avoids the occurrence of roof control and rockburst related disasters and accidents.Through the application of a 5m small coal pillar protection tunnel project on site，the deformation on the side of the small coal pillar in the 130203 return air tunnel is 1 050 mm，and the deformation on the solid coal wall is 400 mm.The two sides show asymmetric deformation，and the local floor bulge on the bottom plate is 1 400 mm.The design scheme of using a 5 m small coal pillar to protect the roadway along the goaf in deep and thick coal seam fully mechanized top coal caving mining is reasonable，greatly improving the stress environment of the surrounding rock of the roadway.It has been well applied on site，and the overall design meets the production requirements.The successful application of small coal pillar tunneling technology along the goaf in the 130203 working face provides a reliable scientific basis for the mining of ?mines.

Key words：deep thick coal seams；large mining height

and fully-mechanized mining；goaf roadway；coal pillar optimization；tunnel support

0?引?言

目前中國針對特厚煤層綜放開采主要采用寬煤柱護巷和留小煤柱沿空掘巷。無論采用哪種方式，重點研究工作面回采過程中覆巖結構演化規律及采動應力影響效應，既保證護巷煤柱的穩定性，又避免寬煤柱造成的資源浪費。因此，特厚煤層綜放開采條件下沿空掘巷合理煤柱寬度的確定，是亟待解決的重大工程問題。

國內外學者針對沿空動壓巷道圍巖控制問題進行了大量的研究。康紅普等通過錨桿支護應力場測試及其分析，揭示了錨桿形成的支護應力相互疊加與影響的特點[1]；何滿潮等將切頂卸壓無煤柱自成巷開采與常規開采應力場分布特征對比分析，得出應力峰值位置與巷道距離大小關系[2]；高玉兵、王崎、王德超等對特厚煤層綜放開采沿空巷道巷間煤柱合理尺寸研究，提出了鄰空巷道進行定向張拉爆破切頂卸壓巷道圍巖控制[3-5]；彭林軍等通過大采高綜放動壓巷道窄煤柱沿空掘巷圍巖控制，確定了特厚煤層沿空掘巷煤柱的合理尺寸及圍巖控制對策[6]；宋振騏等通過煤礦重大事故預測和控制的動力信息基礎的研究，構建了采場動態結構力學模型及其相關參數[7]；華照來等對堅硬頂板回采巷道礦壓顯現規律及煤柱優化，探討了不同煤柱寬度條件下圍巖應力與塑性區的分布規律[8]；王澤陽、吳旋等對綜采面區段煤柱寬度預測GRNN模型構建與應用[9-10]；孟祥軍基于基本頂斷裂位置的綜放沿空掘巷煤幫支護技術，確定了沿空巷道幫錨索支護長度的方法[11]；張蓓對厚層放頂煤小煤柱沿空巷道采動影響段圍巖變形機理與強化控制技術研究，提出了通過控制小煤柱和底板變形的圍巖強化控制技術[12]；劉學生等研究深部沿空巷道巷旁支護失穩機制與降能控制方法，獲得了支護體發生動力失穩的能量判據[13]；王書文等對采空區側向支承壓力演化及微震活動全過程實測研究，得出采空區側向覆巖結構構成與前方活動性差異特征[14]；姚強嶺等通過厚煤層沿空巷道主動式超前支護技術與實踐，對圍巖松動圈發育程度進行量化分析[15]；喬元棟等研究了二次采動影響下區段煤柱破壞機制及圍巖控制技術，得出了差異化巷道圍巖支護技術[16]；張官禹等通過軟巖巷道底鼓成因分析及關鍵控制技術研究，提出了巷道底板采用錨梁+錨桿+網噴+澆筑混凝土聯合支護技術[17]；何峰等對復采巷道過破碎頂板區鋼梁支護研究，提出了復采礦井破碎頂板工字鋼梯形棚支護方案[18]；徐曉鼎對曹家灘礦井特厚煤層沿空巷道強礦壓顯現機制及卸壓控制研究，揭示了雙關鍵層影響下的強礦壓顯現機制[19]；何富連等通過窄煤柱綜放巷道鋼梁桁架非對稱支護機理應用技術研究，提出了非對稱彎矩減小量分布特征，探討其與非對稱變形的一致性[20-21]；張東升等對綜放沿空留巷圍巖變形影響因素進行分析，得到了各因素對圍巖最大應力的回歸方程[22]；趙萌燁、周海豐等對大采高切頂留巷礦壓顯現規律進行了研究[23-24]；張杰等對淺埋煤層孤島工作面區段煤柱寬度優化[25]；王東攀等對厚煤層綜放沿空留巷“支-卸”協同圍巖控制技術進行了研究[26]；秦永洋對深井沿空掘巷煤柱合理寬度及支護參數優化進行了研究，證明了合理煤柱寬度及支護設計，能保持煤柱及巷道圍巖的穩定[27]；石崇等對動壓巷道區段煤柱合理留設寬度研究，建立了中間主應力影響的三維離散元模型[28]；王剛等對煤巖體孔隙結構應力特征的數值模擬研究，得出球狀孔隙結構在單軸壓縮條件下，上下區域表現為拉應力集中，左右區域表現為壓應力集中[29]。

以上研究豐富了動壓巷道圍巖控制理論，解決了大量的窄煤柱巷道圍巖控制難題，但在深部大采高綜放工作面區段煤柱尺寸對采動巷道的影響程度以及窄煤柱異形巷道產生非均勻大變形的力學本質仍需進一步研究。基于此，針對寧煤集團棗泉煤礦窄煤柱巷道非均勻大變形控制難題，研究區段窄煤柱（5 m）時巷道圍巖塑性區分布形態及其應力分布規律，建立采場圍巖結構力學模型，提出針對性控制對策并進行工程應用研究。

1?工程概況130203工作面埋深在540～830 m，2號煤層設計回采工藝為綜采放頂煤，機采高度為3.6 ｍ，放煤高度約5 ｍ左右，工作面走向長度2 436.4 m，傾斜長度223 m，傾角11°～20°，煤厚8.2～8.7 m，平均煤厚8.5 m。煤層頂板為2號煤，直接頂板為炭質泥巖與泥巖互層，二煤直接底為粉砂巖，瓦斯類型為低瓦斯礦井。巖石物理力學參數見表1。130203工作面鉆孔柱狀圖（補301）如圖1所示。

130203工作面回風巷與130202工作面采空區原設計留設15 m煤柱進行沿空掘進，由于巷道布置在高應力區，施工了1 453 m巷道頂部累計斷錨索1 100根，巷道斷面由20 m2縮小至8 m2，頂底板變形嚴重無法滿足生產要求逼迫停工。通過對130203工作面進行理論研究和數值分析，確定采用5 m小煤柱沿空掘巷技術方案。

2?沿空掘巷采動力學模型及支承壓力分布規律

2.1?采場力學模型采場空間結構模型由應力場分布和結構發育組成，從工作面推進縱向方向形成“裂斷拱”和“應力拱”，從橫向方向上形成“內、外應力場”和傳遞巖梁。采場雙拱力學模型如圖2所示。

“裂斷拱”內巖梁裂斷運動步距，按照巖梁裂斷的力學條件計算公式：基本頂巖梁第一次裂斷步距C計算見式（1），基本頂巖梁周期裂斷步距C0計算見式（2）。

C=

2m2n[σn]

（mn+mc）γ

（1）

C0=-12C2i-1

+

12

C2i-1

4m2n[σn]

3γ（mn+mc）

（2）

式中?mn為傳遞巖梁（板）支托層厚度，取11.45 m；mc為隨動

層厚度，取9.2 m；σn為基本頂巖梁的

抗拉強度，取5.5 MPa；γ為巖層的容重，取2.5 t/m3。

將圖1和表1數據代入式（1）可知，基本頂初次來壓步距為92 m，周期來壓步距為23 m。

回采過程中基本頂形成鉸接結構，以載荷的形式作用于基本頂上，關鍵塊B斷裂位置深入煤壁與關鍵塊C咬合保持傳遞力聯系，巖塊D觸矸。130203沿空巷道力學模型如圖3所示。

2.2?沿空掘巷支承壓力分布規律相鄰工作面130202采完之后，130203風巷仍然處于130202工作面側向支承壓力影響范圍內，并且會受到130203工作面的超前支承壓力的疊加影響。因此，掘巷位置選擇及區段煤柱合理尺寸將對圍巖穩定起關鍵性作用。

圖2中S0為支承壓力內應力場范圍，Sp為支承壓力峰值范圍，Sx為支承壓力影響范圍。沿空掘巷側向支承壓力分布，如圖4所示。

2.2.1?支承壓力內應力場范圍130203工作面沿空側向基本頂斷裂位置距130202采空側煤壁距離，即內應力場范圍S0計算式為

S0=

λm2tanφ0

ln

kγH+

c0tanφ0

c0tanφ0

+

P0λ

（3）

式中?H為巷道埋深540～830 m，取平均埋深685 m；m為工作面采高，取8.5 m；γ為上覆巖層平均體積力，取25 kN/m3；k為應力集中系數，取2.8；λ為側壓數，取1.8；c0為煤層黏聚力，取5 MPa；φ0為煤層內摩擦角，取30°；P0為巷幫支護阻力，錨桿支護取0.22 MPa。

根據式（3）得出內應力場S0為10.3 m。

2.2.2?支承壓力影響范圍

支承壓力影響范圍Sx計算見式（4）。

Sx=2L0+2Hcotθ3.8

-

L0（L0-2C0）

3.8H

（4）

式中?Ｈ為采深，540～830 m，取平均埋深685 ｍ；

Ｌ0為工作面長度，220 ｍ；θ為徑向方位夾角，76°；

C0為基本頂周期來壓步距，23 ｍ。

通過式（4）得出支承壓力影響范圍Sx為191 m。

2.2.3?支承壓力外應力場范圍

支承壓力外應力場范圍見式（5）。

Sp=0.25Sx

（5）

通過式（5）得出支承壓力外應力場范圍Sp范圍在47.8 m。

綜上，內應力場范圍在10.3 ｍ，支承壓力外應力場范圍Sp在47.8 ｍ，支承壓力影響范圍在191 m。研究確定在穩定的內應場掘巷保證沿空巷道小煤柱的穩定性。

2.3?沿空掘巷小煤柱合理寬度確定區段小煤柱的寬度尺寸是根據煤柱受上區段工作面回采影響時小煤柱的應力、位移及小煤柱寬度對巷道變形影響綜合分析。小煤柱模型如圖5所示。

根據補301鉆孔柱狀巖石力學參數，沿空掘巷區段小煤柱合理的最小寬度B計算公式為[7]

B=S1+S2+S3

=4.991 m

（6）

式中?S1為在本區段沿空掘巷小煤柱中產生的破碎區寬度，m。

S1=mA2tgφ0

ln

kγH+c0/tanφ0

c0/tanφ0+Px/A

（7）

式中?m為上區段平巷高度，取3.5 m；A為側壓系數，A=μ（1-μ），μ為泊松比，取0.4；k為應力集中系數，取2.8；γ為巖層平均體積力，取25 kN/m3；H為埋深，取685 m；φ0為煤體內摩擦角，取30°；α為煤層傾角，取16°；c0為煤體黏聚力，取5 MPa；Px為上區段平巷支護結構對下幫的支護阻力，取0.22 MPa。

通過式（7）計算得到，S1=2.14 m。S2為幫錨桿的有效長度，取2.2 m；S3為增加的煤柱穩定性系數，按（S1+S2）×15%的值計算，取0.651 m。

根據130203工作面內應力場范圍及小煤柱合理寬度計算，確定130203風巷沿空掘巷小煤柱的合理寬度為5 m左右。

2.4?沿空掘巷煤柱寬度應力分布數值模擬

采場數值模擬模型，如圖６所示；回采期間工作面超前支承壓力及塑性區分布，如圖７所示；不同寬度煤柱應力計算參數，見表２。

從表2可以看出，煤柱留設15 m時應力達到65.25 MPa，煤柱留設5 m時應力為7.01 MPa；沿空掘巷預留不同寬度尺寸的煤柱，應力隨煤柱寬度增加而增大，留設15 m煤柱正好處于支承壓力高峰區域。根據大采高綜放工作面現場情況，在內應力場10.3 m范圍，結合沿空掘進巷道斷面尺

寸5 m，小煤柱沿空掘巷應布置在穩定的內應力場范圍內（10.3 m以內），煤柱留設寬度在5 m基本合理。

130203工作面風巷5 m小煤柱護巷回采期間圍巖應力峰值變形如圖8所示。數值計算結果得出，5 m小煤柱中心處最大應力值達13.54 MPa；巖體應力峰值為25.65 MPa主要集中在5 m小煤柱上部靠近130203煤柱側上部。回采期間工作面圍巖應力分布如圖9所示。回采期間工作面處巖體塑性區分布如圖10所示。

從圖10可以看出，5 m小煤柱中心處約有2.4 m穩定區，能夠保持小煤柱整體穩定。Ⅰ區煤壁深度0～1.4 m為拉伸和剪切塑性區；Ⅱ區采空區側，深度0～1.2 m為拉伸和剪切塑性區；Ⅲ區深度0～2.2 m和頂部深度范圍內巖體破碎較嚴重。通過以上研究，確定在130203工作面回風巷自1 453 m處巷道調整為留設5 m小煤柱沿空掘巷進行施工，工作面布置如圖11所示。

3?沿空巷道控制對策及巷道優化設計

3.1?沿空巷道優化支護設計130203工作面風巷巷道掘寬5 000 mm，掘高3 950 mm，采用錨網索噴聯合支護。支護設計如圖12所示。

1）回風巷道頂部采用4根ψ21.98 mm×10 300 mm（1×19 股）的預應力鋼絞線長錨索，配合200 mm×60 mm×20 mm的錨索墊板 ，預緊力達到300 kN，間排距為1 000 mm×900 mm；同時采用4根ψ21.98 mm×4 300 mm（1×19股）的預應力鋼絞線短錨索，配套使用300 mm×300 mm×16 mm的錳鋼穹形托盤支護，錨索預緊力達到300 kN，間排距780 mm×900 mm。頂角錨索與垂直方向呈25°施工，采用ψ21.98 mm×7 000 mm的預應力鋼絞線錨索。肩窩補強采用

ψ21.98 mm×7 000 mm 的預應力鋼絞線錨索布置，肩窩錨索與水平方向呈25°施工。底角補強采用ψ21.98 mm×7 000 mm 的預應力鋼絞線錨索布置，底角錨索與水平方向呈25°～45°施工。

2）回風巷道兩幫采用ψ21.98 mm×3 500 mm（1×19股）的預應力鋼絞線錨索，配合W280×5×450的W鋼帶（每幫2條），配套使用300 mm×

300 mm×16 mm 的錳鋼穹形托盤，預緊力達到300 kN，間排距為900 mm×900 mm。兩幫錨桿采用ψ20 mm×2 000 mm 的螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×900 mm。

3）回風巷道頂部掛ψ6.5 mm圓鋼焊接的鋼筋網，網孔尺寸為100 mm×100 mm，幫部掛8#鉛絲編制的菱形金屬網。

4）回風巷道鋪底混凝土厚300 mm，強度為C25。水溝尺寸為200 mm×200 mm，澆注100 mm混凝土。

3.2?現場礦壓觀測分析

3.2.1?巷道斷面收斂變形觀測

130203風巷按照設計規定的觀測密度和要求，對距離巷口750，800，850和880 m進行了連續觀測，回風巷道圍巖變化曲線如圖13所示。

從圖13可以看出，工作面進入小煤柱階段頂底板的變形量大于兩幫移近量，頂板下沉量最大為1 000 mm，底板局部底鼓量最大值為1 400 mm，而上幫幫鼓最大值為1 050 mm，下幫幫鼓最大值為400 mm。距工作面100 m以內變形速度明顯加快，巷道頂板變形的穩定時間要早

于底板的穩定時間。

巷道圍巖由于受到130202采空區側向支承壓力的影響，煤體破碎煤體力學性能嚴重下降，導致了圍巖大變形的出現；但也因此使得應力峰值向煤體內部轉移，降低了沖擊地壓等動力災害發生的可能性。工程現場回風巷道煤體未發生較大的沖擊彈射，符合研究推斷結果。

3.2.2?錨桿（索）軸力變化監測130203風巷按照設計規定對巷道錨桿（索）軸力觀測密度和要求，進行了連續系統的觀測，工作面推進到小煤柱階段后，對距離巷口850 m和800 m觀測斷面錨桿（索）軸力變化與工作面推進距離進行監測，如圖14所示。

1）小煤柱回采期間，工作面超前80 m左右時，錨桿（索）應力開始增大，隨工作面推進錨桿受力明顯增大。超前巷道頂、底板移近，兩幫擁移促使錨桿（索）應力增大而阻止煤巖體表面的變形。

2）部分錨桿（索）應力在最后0～15 m出現小幅減小趨勢，此范圍煤巖體在強烈的支承壓力作用下壓縮破壞，內部裂隙發育增大，錨桿的錨固力略有減小。

3）兩幫緩慢移近，在可控范圍內，沒有出現幫部煤體大面積脫落、噴射現象。錨桿基本沒有拉斷和拔出失效現象，始終保持有效工作狀況。通過礦壓顯現特征的分析，證明巷道頂底板移近和兩幫收縮變形量的影響主要來自煤柱側頂幫肩角區域和煤柱側區域。因此，針對沿空小煤柱巷道非對稱變形，對工作面超前0～30 m靠煤柱側采用瑞米泵送支柱加強支護，工作面超前30～80 m采用單元支架支護，在現場得到很好應用，整體設計滿足生產要求，如圖15所示。

瑞米泵送支柱支護強度20 MPa，讓壓變形能力2%，沿工作面走向單排布置，間距5 m共布置5個監測點，泵送支柱間隔選取一個周期來壓步距25 m范圍，數據每3天采集一次。巷道監測曲線如圖16所示。

從圖16可以看出，兩幫移近量在330 mm以內，頂底板移近量在400 mm以內，有效控制了風巷變形，滿足生產要求。

3.3?回風巷道煤體注漿方案及鉆孔窺視效果

在超前工作面30 m范圍對回風巷上幫打眼注漿，具體方案：①掘巷過程中對130203風巷頂幫進行噴漿，回采前對風巷原噴漿區域有漿皮裂縫或掉落較多的進行補噴；②在風巷上幫施工兩排注漿孔，上排孔距頂板肩窩約700 mm，下排孔距離上排孔1 500 mm，注漿孔直徑20～30 mm，深度2 600～3 000 mm，注漿孔間排距1 500 mm×2 000 mm，與掘進是注漿區域岔開；③注漿材料選用水泥與水玻璃以1∶0.4體積比進行單液注漿。初凝時間1～2 h，封孔采用面紗或布袋封孔；④注漿壓力為1～1.5 MPa，注漿量以孔口溢出或者從孔口上部流出即可，注漿水灰比以0.7

∶1為宜，注漿量以孔口溢出或壓力值維持在1 MPa左右5 min，若注漿過程中出現嚴重跑漿應立即停止注漿。小煤柱幫注漿內部結構鉆孔窺視效果如圖17所示，實體煤注漿內部結構鉆孔窺視效果如圖18所示。

1）煤柱和實體煤測得鉆孔內裂隙發育，尤其是孔的兩端頭，煤體破碎程度較高。觀測孔變形嚴重，實體煤側的鉆孔末端已被破碎煤體封堵。

2）而注漿煤柱內裂隙發育較弱，部分閉合。比較注漿的實體煤側鉆孔，孔的中部區域注漿效果明顯，孔壁較光滑破碎程度低。但是，孔的兩端裂隙仍部分發育煤體部分破碎。為增強注漿效果，進行間隔反復注漿，尤其是邊緣位置。

4?結?論

1） 根據礦山壓力與巖層控制理論得出，內應力場范圍為10.3 m，小煤柱寬度為4.991 m，研究確定區段煤柱合理尺寸為5 m。

2）FLAC3D數值模擬得出，留5 m煤柱時應力為7.01 MPa，留15 m時煤體應力

65.25 MPa。5 m小煤柱中心處約有2.4 m是穩定區，采空區側有1.2 m塑性區，巷道側有1.4 m塑性區，煤柱能夠保持穩定。

3）現場礦壓實測工作面進入小煤柱階段頂板下沉量最大為1 000 mm，底板局部底鼓量最大值為１ ４００ ｍｍ，而上幫幫鼓最大值為１ ０５０ ｍｍ，下幫幫鼓最大值為400 mm。據此，在超前工作面３０ ｍ范圍對回風巷道上幫進行注漿，注漿效果明顯，圍巖變形量減小。現場監測錨桿（索）基本沒有拉斷和拔出失效現象，始終保持有效工作狀況。

4）在小煤柱沿空巷道在原巷道支護設計基礎上對超前工作面0～80 m靠煤柱側采用瑞米泵送支柱+單元支架加強支護，風巷頂底板移近量控制在500 mm以內，兩幫移近量控制在330 mm以內，有效控制了風巷變形，煤柱尺寸和巷道支護設計合理，滿足大采高綜放工作面小煤柱沿空掘巷要求，具有很高的推廣應用價值。

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（責任編輯：劉潔）