沿空巷道小煤柱留設及其支護技術研究

劉 海，馮 濤，余偉健,，王 平

(1.百色百礦集團有限公司， 廣西 百色 533000；2.湖南科技大學 煤礦安全開采技術湖南省重點實驗室，

0 引 言

沿空掘巷小煤柱護巷是目前煤炭回采率較高而巷道圍巖應力相對簡單的一種先進的掘巷和護巷技術。在煤炭資源相對匱乏的南方煤礦提高煤炭回采率具有重要意義，因而小煤柱沿空掘巷技術在南方煤礦具有廣泛的應用前景。眾多學者對該技術進行過深入研究，并得到了一些有益的結論[1￣8]。

作者在總結前人的研究成果的基礎上,得出沿空掘巷技術成功的關鍵是將巷道置于應力相對較低的區域，即確定合理的煤柱寬度。同時，提出切實有效的支護方案，控制巷道圍巖的變形以及頂板巖層的離層。

1 工程概況

廣西百色東懷煤礦的1201工作面作為該礦I煤層首采區已經于2006年12月采完，為了提高煤炭資源采出率，現準備針對該工作面上方的3I01工作面煤炭進行回采， 3I01工作面布置在三采區，具體空間位置如圖1所示。

圖13I01工作面位置

整個三采區的地面屬丘陵地貌，地表標高平均為+198 m，上部分回采工作面的標高平均約30 m。待采的I煤層厚2.8～3.2 m，煤層傾角14°～20°，煤層結構復雜，以暗煤為主，條帶狀結構，含砂質透鏡體，3～5層碳質泥巖夾矸，厚0.1～0.6 m。煤層為低沼氣煤層(含量為5.33 m3/t)，煤塵有爆炸危險，煤層的自燃傾向性等級為I類，屬易自燃煤層。根據相鄰工作面巷道掘進揭露的情況看，該煤層賦存較為穩定。頂板偽頂易脫落，直接底遇水變軟，頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板巖性

2 小煤柱合理寬度的確定

2.1 確定小煤柱寬度的原則及理論計算

煤柱寬度是影響巷道圍巖穩定的重要因素，既要考慮不同煤柱寬度時上區段頂板破斷運動形成的側向壓力的影響，又要考慮本區段回采時的超前支承壓力的影響，既要研究合理的煤柱寬高比，又要研究煤柱合理的支護形式及參數。在綜合分析諸多影響因素的前提下確定最佳煤柱寬度。對于東懷煤礦綜采沿空掘巷，采用較小的煤柱寬度，在符合綜采采場頂板運動規律及支承壓力分布規律的前提下，充分發揮錨桿支護的作用，以控制煤柱非穩定塑性區的擴展，減少煤柱損失，這是小煤柱護巷的基本原則。

目前，確定煤柱寬度的方法主要有4種：經驗法、理論計算法、數值模擬法以及實測應力法。經驗法缺乏科學性，理論計算法只能計算出簡單的力學模型缺乏實用性，這兩種方法都只能作為選擇煤柱寬度的初步參考。數值模擬法可以模擬不同煤柱寬度和支護方案條件下的巷道圍巖穩定性，但仍需對力學模型進行簡化。而實測法是一種簡單、直接、可靠的設計方法，但不能對多種寬度煤柱同時進行實測。因此，需將4種方法結合起來，綜合分析得出最合理的小煤柱寬度，具體實施方案為：首先根據經驗公式初步確定小煤柱寬度的范圍，再結合數值模擬的放方法將在初步確定的煤柱寬度范圍內取多種煤柱寬度分別進行模擬，得出相對較優的煤柱寬度，最后根據模擬得到的煤柱寬度進行初步施工，并對巷道圍巖應力和變形進行現場實測，根據實測結果適當調整煤柱寬度，得到最優的煤柱寬度。侯朝炯[9￣11]等人認為合理的煤柱寬度應該具有3個部分，包括塑性區X1，安全富余段X3，以及錨桿有效長度X2，如圖2所示。

圖2 煤柱寬度計算示意

其中，X1根據經驗公式計算，X2根據錨桿的有效支護長度取值，這里取1.6 m。

(1)

X3=(X2+X1) (30%～50%)

(2)

式中：m為工作面采高,m；A為側壓系數；γ為上覆巖層平均容重,kg/m3；H為采深,m；φ0為煤體內摩擦角,°；C0為煤體內聚力 ,MPa；K為應力集中系數；Pz為上區段的支護阻力,MPa；

代入相關參數進行估算，可得X1=2.1 m，X3=1.11～1.85 m，因此得到煤柱的合理寬度范圍為4.81～5.55 m，初步確定以5 m為計算基準，劃分數值模擬的試驗水平，考慮到與大煤柱的對比將模擬水平確定為：3，5，10，15，22 m和35 m。

2.2 不同寬度小煤柱的數值模擬

根據巖石物理力學參數以及礦井巖層柱狀圖，數值模擬計算采用摩爾-庫侖模型，具體圍巖參數值根據測試報告和現場情況確定如表2所示。

建立的如圖3所示數值模擬模型，長400 m，寬200 m，高120 m，3 m煤柱的模型共116000單元塊，124230個節點。計算模型的左右和底部取位移邊界，而上部取應力邊界，其應力為上部覆巖層的自重應力，根據實際圍巖介質，在此取上覆巖層的容重γ=2500 kg/m3，h=78 m，由此可以計算出上邊界的應力為1.95 MPa。由于構造所引起的水平構造應力較小，因此，側壓系數(λ)可定為1。

表2 主要巖層力學參數

圖3 數值計算模型

根據建立的數值模型對不同寬度煤柱在掘巷和回采期間的應力場和位移場進行數值模擬，將模擬結果導入tecplot軟件進行后處理，不同寬度煤柱時的垂直應力場如圖4所示。

圖4不同煤柱寬度的垂直應力場

由圖4可以看出，3 m和5 m小煤柱時，巷道處于應力降低區；當煤柱寬度為10，15 m和22 m時，巷道處于高應力區；當煤柱寬度為35 m時，巷道基本遠離高應力區進入原巖應力區中。對不同寬度煤柱內的垂直應力進行監測，結果分別見圖5和圖6所示。

根據圖5可以看出，隨著煤柱寬度的增大，煤柱內的最大垂直應力增大，當煤柱寬度為22 m時,達到最大，當煤柱寬度為35 m時，垂直應力峰值有所減小，并出現兩個峰值。由圖6可以看出當護巷煤柱為3～5 m小煤柱以及10～22 m的中等寬度煤柱時，隨著煤柱寬度的增大，煤柱水平變形量逐漸增大。護巷煤柱為35 m寬煤柱時，巷道圍巖變形量顯著減小。因此，根據理論分析和數值模擬的結果初步確定煤柱寬度取5 m是較為合理的。

圖5 煤柱內垂直應力分布

圖6 煤柱內部水平位移

3 支護方案及參數

3.1 3I01工作面進風巷支護設計

基于沿空留巷圍巖控制機理和小煤柱的留設原則,結合東懷煤礦的工程實際，提出了東懷煤礦5 m小煤柱沿空掘巷巖控制技術，即：長錨索控制頂板離層、高強度幫錨桿限制兩幫變形，底角傾斜錨桿防止巷道底鼓。為保證工作面巷道在最終變形后能滿足通風、運輸、行人等安全生產需要，應適當預留巷道斷面(200 mm)以滿足變形的要求。因此，巷道沿著煤層走向，凈寬為4.0 m，中線不低于3.0 m?；谒蓜尤碚撨M行巷道支護設計，根據現場的巖體內部結構窺視初步分析，頂板結構較好，只有靠近采空區頂板有一部分裂隙，裂隙位置位于頂板5～6 m深，即待采工作面(3I01)風巷必須設置不少于7 m長的錨索支護。因此，對巷道采用錨桿、金屬網、H型鋼帶和錨索進行聯合支護，具體錨桿及錨索布置方式見圖7。

3.2 交叉口、切眼和破碎頂板的加強措施

對于3I01進風巷，在頂板破碎處或在交叉口、切眼為了加強支護可靠近小煤柱幫(下幫)0.2～0.3 m設一排液壓單體+頂梁，液壓單體間距為1.5 m左右，單體豎直支撐在頂梁的中部，頂梁平行巷道。液壓單體的初撐力不小于90 kN，液壓單體的鐵鞋必須接到實底。另外，由于交叉口、切眼處和破碎處巷道的應力集中現象較為嚴重，容易由于支護不足造成頂板冒落等事故，因此，在遇到交叉口、切眼處和破碎處應加強支護。加強支護主要采用液壓單體支柱，支護密度根據礦壓顯現和頂板破碎程度而定，其排距一般為1.5 m左右。液壓單體分別靠近兩幫0.2～0.3 m布置。

圖7 巷道支護方案

4 現場應用監測

根據初步設計方案進行現場施工并對巷道表面位移、頂板離層情況以及圍巖應力狀態進行監測，以便對支護方案及參數進行反饋修正。采用“十”字觀測法進行測量巷道圍巖相對變形量，并判斷圍巖穩定性。對6個斷面監測，其中C、D斷面為試驗段巷道斷面、A、B、E、F斷面為對比斷面，監測結果見圖8、9所示。從圖8、圖9可知,對比段A、B、E、F斷面的最大移近速度為6.3 mm/d，累計移近量達80 mm，而試驗斷面C、D斷面的最大移近速度為3.3 mm/d，累計移近量為42 mm。巷道掘出后變形速度最大，20 d后逐漸變緩，40 d后開始減小，兩個月后基本趨于穩定。

5 結 論

(1) 基于綜采工作面圍巖應力分布規律，選擇將沿空掘巷巷道布設在應力降低區內，結合理論分析、數值模擬優化等手段初步確定東懷3I01工作面沿空掘巷巷道小煤柱寬度留設為5 m。

圖8 巷道兩幫收斂速度曲線

圖9 巷道巷頂底板收斂速度曲線

(2) 軟弱頂底板條件下，小煤柱沿空掘巷技術的關鍵是控制“大結構”的穩定，支護設計時考慮大、小結構的協同承載。綜合考慮了東懷煤礦的地質條件和應力條件，最終確定了頂板長錨索+幫部加長左旋螺紋鋼錨桿+底腳錨桿+H型鋼帶+錨桿的組合支護方案。

(3) 根據初步設計方案進行現場試驗，對巷道表面位移、頂板列離層情況以及錨桿軸向應力分別進行了監測，結果表明,在掘巷支護后60 d左右巷道基本趨于穩定，支護效果顯著。

參考文獻：

[1]謝廣祥，楊 科，劉全明.綜放面傾向煤柱支承壓力分布規律研究[J].巖石力學與工程學報,2006,25(3):545￣549.

[2]常聚才，謝廣祥，楊 科.綜放沿空巷道小煤柱合理寬度確定[J].西安科技大學學報,2008,28(2):226￣230.

[3]奚家米，毛久海，楊更社.回采巷道合理煤柱寬度確定方法研究與應用[J].采礦與安全工程學報,2008,25(4):400￣403.

[4]朱若軍，鄭希紅，徐乃忠.深井嚴控掘巷小煤柱合理寬度留設數值模擬研究[J].地下空間與工程學報，2011,7(2):300￣310.

[5]張科學.深部煤層群沿空掘巷護巷煤柱合理寬度的確定[J].煤炭學報，2011，36(S1):28￣35.

[6]余偉健，王衛軍，文國華,等.深井復合頂板煤巷變形機理及控制對策[J].巖土工程學報，2012,34(8):1501￣1508.

[7]余偉健，王衛軍，張 農，等.深井煤巷厚層復合頂板整體變形機制及控制[J].中國礦業大學學報，2012,41(5):725￣732.

[8]余偉健，馮 濤，王衛軍，等.軟弱半煤巖巷圍巖的變形機制及控制原理與技術[J].巖石力學與工程學報,2014,33(4):658￣671.

[9]李學華，張 農，候朝炯.綜采放頂煤面沿空掘巷合理位置確定[J].中國礦業大學學報,2000,29(2):186￣188.

[10]侯朝炯，李學華.綜放沿空掘巷圍巖大、小結構的穩定性原理[J].煤炭學報,2001,26(1):2￣3.

[11]侯朝炯，馬念杰．煤層巷道兩幫煤體應力和極限平衡區的探討[J].煤炭學報，1989(4):21￣29．