極近距離煤層采空區下留小煤柱沿空掘巷技術研究

霍林鵬

(霍州煤電集團呂梁山煤電有限公司 木瓜煤礦，山西 方山 033100)

1 工程概況

呂梁山煤電有限公司木瓜煤礦位于山西省呂梁市木瓜村以北，目前正在進行10號煤層的采掘工作，10號煤層為復雜結構煤層，煤層傾角4～8°，平均6°，煤層厚2.3～3.4 m，平均厚2.95 m。10號煤層的10-100工作面目前處于準備階段，蓋山厚度227～424 m。地面標高1 225～1 335 m，工作面標高927～988 m。工作面位于一采區準備巷道左翼，上部為9-104、9-106采空區；工作面以東為實體煤(10-101工作面)；以南為南區實體煤，緊鄰一采區邊界；以西為正在進行回采的10-102工作面；以北為一采區三條大巷。通風方式為U型通風。工作面布置如圖1所示。巷道沿10號煤層頂板掘進，掘進區域與上部9號煤層間距為1～8 m，平均4.5 m，采掘區域南部切巷附近層間距較薄，約1～2 m；向北部巷口方向層間距逐漸增加到7～8 m。木瓜煤礦工作面開采原設計區段煤柱為20 m，由于目前沿空掘巷技術的成熟，設計10號煤層改為留小煤柱沿空掘巷進行開采。但因為10號煤層與9號煤層層間距較小，10-100工作面頂板在9-104、9-106工作采動影響下破碎嚴重，因此需對沿空掘巷開采方式的可行性進行分析，并設計合理的護巷煤柱和巷道支護形式。

圖1 10-100工作面采掘工程平面

2 煤柱合理寬度研究

2.1 煤柱合理寬度的理論分析

通過以往對窄煤柱沿空掘巷頂板壓力狀況的分析和總結，在確保巷道圍巖變形量不會太大的前提下，提出應用以下公式進行煤柱寬度的計算[1]：

Z=Z1+Z2+Z3

(1)

式中：Z為煤柱寬度，m；Z1為臨近工作面采空區側煤巖體塑性區的寬度，m；Z2為煤柱穩定系數，按照經驗取(0.20～0.4)(Z1+Z3)；Z3為錨桿有效長度，取1.8 m。

其中Z1通過下式計算得出：

(2)

式中：m為煤層平均厚度，取2.95 m；C0為煤層的粘聚力，取2.79 MPa；φ0為內摩擦角，取28°；K為應力集中系數，其取2.0；A為側壓系數，根據泊松比計算為0.64；γ為上覆巖層體積力，取0.025 mN/m3；H為工作面平均埋深，取378 m。

根據式(2)及10-100工作具體的參數，計算可知Z1=3.68 m，Z2=1.09～2.19 m，Z3=1.8 m，從而計算得出10-100運輸沿空掘巷小煤柱的合理寬度為7.67 m。

2.2 沿空巷道受力數值模擬與煤柱尺寸優化

為合理確定10-100運輸巷沿空掘巷煤柱的寬度，以木瓜煤礦10-100工作面為工程背景，利用FLAC3D軟件進行數值模擬[2-3]，研究不同寬度煤柱條件下，巷道圍巖的受力情況，據此設計合理的煤柱寬度。建立數值模型尺寸為：長×寬×高=200 m×100 m×110 m，10-100工作面平均埋深為378 m，10-100運輸巷斷面尺寸為：寬×高=4 m×3 m，模型邊界條件：水平方向均為固定邊界條件，豎直方向在下部為固定邊界，上部為自由邊界，施加垂直應力，上覆巖層簡化為7.5 MPa的均布載荷。模擬方案：預留煤柱寬度分別為4 m、6 m、8 m、10 m，在不同煤柱寬度條件下模擬工作面的開采，觀察巷道水平方向20 m范圍、豎直方向9 m范圍內圍巖的位移情況。模擬結果如圖2、圖3所示。

圖2 不同煤柱寬度最大主應力分布云圖

由圖2可以看出，當煤柱寬度為4 m時，煤柱內最大主應力為7.3 MPa，應力集中的范圍較小；隨著煤柱寬度的增加，煤柱內最大主應力逐漸增大，煤柱寬度增加到8 m時，煤柱內最大主應力增加至21.5 MPa，略小于原巖應力(25 MPa)；當煤柱寬度增加至10 m時，煤柱內最大主應力達到30.7 MPa，且應力集中的范圍較大；為使煤柱避開側向支承壓力的峰值區，煤柱寬度在7～9 m之間較為合理。

由圖3可知，隨著煤柱寬度的增大，沿空巷道頂板及煤柱上覆巖層的垂直位移逐漸減小，煤柱寬度由4 m變為6 m時，頂板垂直位移由1 178 mm減小為842 mm，減小值為336 mm；煤柱寬度由6 m增加至8 m時，頂板垂直位移由842 mm減小為639 mm，減小值為203 mm；煤柱寬度由8 m增加至10 m時，頂板垂直位移由639 mm減小為537 mm，減小值為102 mm；由此可知，適當增加煤柱的寬度，能夠提高巷道頂板和煤柱的穩定性，但是增長的趨勢越來越小，從經濟方面考慮，10-100運輸巷煤柱寬度設計為8m比較合理。

3 沿空巷道支護效果模擬分析

10-100運輸巷斷面為矩形，目前常見的支護方式有錨網噴、錨桿+注漿支護和錨網梁聯合支護等[4]，不同的支護方式適合不同的圍巖條件。10-100運輸巷在10-100工作面回采后就能夠垮落，采用FLAC3D數值模擬軟件，模擬錨網梁、錨網噴、錨注支護不同支護條件下進行工作面的回采，觀察巷道圍巖的受力狀況。錨網梁支護：錨桿采用D20 mm×2 500 mm的左旋螺紋鋼錨桿，頂板每排布置7根，間排距為600 mm×900 mm，兩幫每排布置5根錨桿，間排距為650 mm×900 mm，金屬網尺寸(長×寬)：2 000 mm×1 000 mm，網格的大小為40 mm，配合由直徑為16 mm圓鋼焊制的鋼筋梯子梁進行支護。錨網噴支護：在錨網梁支護條件下在巷道表面進行噴漿，采用水泥漿液，噴漿厚度為25 mm；錨注支護：巷道頂板錨桿其中3根改為注漿錨桿，與普通錨桿交替布置，向頂板注適量的水泥漿。由于篇幅所限，三種支護條件下巷道圍巖垂直應力、水平應力及剪切應力的詳細模擬結果未列出，只統計模擬結果中各應力的最大值，整理后得到如圖4所示結果。

由圖4可以看出，支護方式由錨網梁-錨網噴-錨注支護進行過渡時，巷道圍巖的垂直應力、水平應力及剪切應力呈現逐漸減小的趨勢，說明對巷道頂板注漿能夠改善圍巖的應力狀態，減小巷道圍巖的位移變形。10-100工作面上方為9號煤層的采空區，10-100運輸巷在上煤層工作面采動破壞下，圍巖松散破碎，巷道圍巖注漿能夠提高圍巖的力學性能，配合錨桿和金屬網支護能夠很好地控制圍巖變形。因此在10-100運輸巷采用注漿支護較合理。

4 沿空掘巷支護技術應用

4.1 現場應用

根據以上研究結果，設計10-100運輸巷與10-102工作面之間留設煤柱寬度為8 m，采用“錨桿(索)+W型鋼帶+注漿”支護方式。頂板和兩幫錨桿為D20 mm×2 500 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨固劑采用一支CKB2340和一支Z2360樹脂錨固劑，頂板錨桿間排距為600 mm×900 mm，頂板靠近巷幫的兩排錨桿向巷道外側傾斜，與豎直方向夾角為30°。兩幫錨桿間排距為650 mm×900 mm，靠近頂角和底角的錨桿分別向上和向下傾斜30°。距頂板中心線800 mm對稱安裝兩個錨索，錨索為D21.6 mm×6 300 mm的鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 800 mm，用CKB2340、Z2360錨固劑各兩支，安裝時施加不小于180 kN的預應力。在頂板每隔兩排錨桿設置一組注漿錨桿，注漿錨桿和頂錨索交替布置，注漿錨桿間排距為1 600 mm×1 800 mm。在煤柱側每間隔兩排錨桿安裝一根注漿錨桿，錨桿距離頂板1 000 mm，注漿采用高水速凝材料，水灰比為3∶2。10-100運輸巷支護方案如圖5所示。

圖5 10-100運輸巷支護方案(mm)

4.2 效果監測

為考察木瓜煤礦10-100運輸巷錨注支護的效果，在巷道掘進及工作面回采期間對巷道圍巖變形情況進行了監測，監測結果整理后如圖6所示。由圖6可知，巷道掘進時，圍巖變形集中在成巷70 d內，頂底板移近量穩定在300 mm，實體煤側最大變形量為273 mm，煤柱側最大變形量為249 mm。在10-100工作面回采期間，超前支撐壓力影響范圍約為80 m，巷道頂底板最大移近量為376 mm，實體煤側最大位移量為292 mm，煤柱側最大位移量為308 mm。綜上可得，10-100運輸巷圍巖整體的變形量較小，能夠滿足煤炭運輸的要求。

5 結 語

根據木瓜煤礦10-100工作面具體的地質條件，通過理論計算及數值模擬分析，確定10-100工作面沿空掘巷采用留小煤柱寬度為8 m較合理，并提出采用“錨桿(索)+W型鋼帶+注漿”支護方式，現場應用后進行圍巖位移量觀測，10-100運輸巷掘進期間，頂底板移近量最大值為300 mm，實體煤側最大變形量為273 mm，煤柱側最大變形量為249 mm；10-100工作回采期間，超前支承壓力影響范圍約為80 m，巷道頂底板最大移近量為376 mm，實體煤側最大位移量為292 mm，煤柱側最大位移量為308 mm。通過注漿加固有效改善了煤柱的力學特征，取得了良好的支護效果。

圖6 10-100運輸巷圍巖變形規律