傾斜中厚煤層窄煤柱沿空掘巷支護技術研究

劉延超

（云南能投威信煤炭有限公司 ，云南 昭通 657900）

1 工程背景

某礦煤層平均埋深較深，普遍達到800m以上，屬于典型的深部礦井，現開采的7121綜采工作面位于井田南翼，其北部為未開掘工作面，東部臨近工業廣場保護煤柱。工作面所采7號煤層賦存結構簡單，屬于全區穩定可采煤層，煤層平均傾角25°，屬于傾斜煤層，煤層均厚3.4m，厚度分布上，西面平均厚度整體高于東面。7號煤直接頂為均厚6.2m的深灰色砂質泥巖，老頂為均厚5.03m的灰白色細粒砂巖，直接底為均厚4.69m的灰黑色泥巖，老底為均厚24.4m的灰白色細砂巖。7121進風巷屬于沿空掘進巷道，采用矩形斷面，沿著7號煤層頂板掘進，與上區段7119工作面采空區邊緣留設5m小煤柱，巷道寬為4.7m，中高為2.7m；該巷道斷面較大、埋深較深，且為沿空巷道，在工作面回采動壓影響下，表現出強礦壓現象，頂板離層、兩幫移近、底板鼓起，圍巖變形嚴重，巷道斷面收縮嚴重，圍巖穩定性大大降低，嚴重影響了巷道的正常使用。

2 沿空掘巷圍巖應力及位移變化數值模擬研究

2.1 模型建立

以7121工作面工程地質條件為基礎建立FLAC3D數值計算模型，模型巖層布置及塊體劃分根據工作面實際情況來進行，煤巖體物理力學參數選取如表1所示。窄煤柱按實際5m設置，7121進風巷沿上區段工作面采空區掘進，除模型頂部為自由邊界外，其余邊界固定，在模型頂部施加20MPa的垂直應力以代表上覆巖層載荷，側壓系數設置為1.2，模型材料選擇為彈塑性模型，屈服破壞準則為摩爾-庫倫模型，最終建立的計算模型如圖1所示。

圖1 深部大傾角窄煤柱沿空掘巷數值模型

表1 煤巖層物理力學參數

2.2 掘巷后圍巖應力變化

圖2 沿空掘巷后圍巖應力分布規律

沿空巷道開掘后，其周邊垂直應力場變化分布如圖2所示，由圖2可知，沿空掘巷后導致實體煤側出現應力集中現象，在距離實體煤幫6～10m范圍，應力峰值可達到50～55MPa，在距離實體煤幫20m處的上覆巖層內出現兩處應力集中，應力峰值為40～45MPa，后者應力峰值小于前者但分布區域有所增加；沿煤柱中心部分及其頂底板形成一個應力分割區域，將采空區與實體煤區實現分割，該區域應力值小于原巖應力，可有效發揮煤柱的承載作用；在沿空巷道實體煤幫0～10m范圍，垂直應力由0MPa快速增長至55MPa，該高應力區應力集中系數可達到2.59，隨著向圍巖深部轉移，應力開始逐漸減小到35MPa。

2.3 掘巷后圍巖位移變化

沿空掘巷后圍巖位移變化如圖4所示，由圖可知，選用5m窄煤柱時，巷道頂板下沉量為105.1mm、底鼓量為225.6mm、頂底板累計移近量為330.7mm；窄煤柱幫和實體煤幫的位移量分別為150.8mm、133.3mm，兩幫累計移近量為284.1mm；由此可知，掘巷后頂底板變形量大于巷道兩幫。由位移云圖還可以看出，頂板位移云圖朝向窄煤柱采空區一側范圍較大，而底板位移云圖朝向工作面實體煤幫一側范圍較大。

圖4 沿空掘巷后圍巖變形分布特征

3 傾斜中厚煤層窄煤柱沿空掘巷圍巖控制技術

3.1 沿空巷道圍巖控制原則

上區段工作面回采過后，上覆基本頂巖層發生破斷變形，沿采空區邊緣形成砌體梁鉸接結構，以實體煤側破斷點為旋轉軸，該結構的穩定性同時決定了沿空巷道的圍巖穩定。采空側存在圍巖大小結構，即沿基本頂破斷點靠采空側為低應力區，靠媒體深部為高應力區，因此沿空掘巷位置應布置于低應力區，即由窄煤柱、實體煤幫、上覆頂板構和下覆底板構成的空間內，沿空巷道圍巖控制的重點也在于控制該空間圍巖的穩定性。上述區域任一部分發生失穩變形均會導致巷道支護系統的失效，針對不同的圍巖結構特點需采取相應的支護方式，以確保沿空巷道圍巖的穩定性。

基于上述分析提出采用非對稱支護技術，即以錨桿（索）支護為主，同時在頂板和兩幫交界處安裝頂角和底角錨桿、在窄煤柱幫安裝補強錨索，綜合控制巷道圍巖變形。深部傾斜中厚煤層窄煤柱沿空掘巷所處空間圍巖應力環境復雜，窄煤柱同時受到上區段工作面回采動壓影響及掘巷引起的應力集中影響，因而煤柱圍巖破壞快速由淺部轉向深部，通過高強錨桿+錨索+金屬網+托盤的耦合支護體系，最終實現沿空巷道圍巖的穩定。

3.2 沿空巷道支護方案

7121工作面進風巷沿空巷道支護示意圖如圖5所示。頂板支護：錨桿選用直徑為22mm、長度為2400mm的高強度讓壓錨桿，每排布置7根，中間5根垂直于巷道頂板布置，靠近窄煤柱幫錨桿與頂板垂直方向呈25°布置，靠近實體煤幫錨桿與頂板垂直方向呈15°布置，錨桿間距和排距均為750mm；錨索選用直徑為18.9mm、長度為8000mm的鋼絞線錨索，頂錨索間距為2500mm、排距為1500mm。巷幫支護：窄煤柱幫布置5根直徑為22mm、長度為2400mm的高強錨桿，中間3根垂直于巷幫布置，靠近頂板錨桿與水平方向呈20°布置，靠近底板錨桿與水平方向呈15°布置，間距和排距均取750mm，作為加強支護在巷幫中央布置1根直徑為18.9mm、長度為8000mm的補強錨索，錨索排距按1500mm取；實體煤幫布置3根錨桿，上部2根垂直于巷幫布置，靠近底板錨桿與水平方向呈15°布置。底板支護：在兩幫底角處與豎直方向呈45°各布置1根底角錨桿。為了加強支護強度，上述錨桿均加長端部錨固長度，每根錨桿配備CK2330和M23602樹脂錨固劑各一支。輔助支護參數：鋼筋梯子梁選用直徑為14mm的圓鋼焊接而成，菱形金屬網網格邊長為50mm，選用直徑為3.4mm鐵絲，托盤選用長寬均為120mm、厚度為12mm的方形托盤。

圖5 巷道支護斷面圖

3.3 工程應用及效果觀測

巷道支護完成后，為對支護效果進行驗證，在7121進風巷內建立礦壓觀測站，對巷道掘進階段和回采階段圍巖變形進行持續觀測，繪制如圖6所示的巷道圍巖變形曲線。

圖6 7121進風巷圍巖變形量

由圖（a）可知，在巷道掘進初期巷道圍巖變形量及變形速度較大，在巷道掘進完成20d內，巷道圍巖快速變形，頂底板移近速度達到9.8mm/d，兩幫移近速度達到10.1mm/d，20d時圍巖變形逐漸達到收斂，最終頂底板移近量為205mm，兩幫移近量為230mm，整體來看，巷道掘進階段圍巖穩定性良好。由圖（b）可知，超前工作面150m巷道圍巖開始出現變形，隨著工作面的不斷推進，巷道圍巖變形開始緩慢增加，當距離工作面40m時，巷道圍巖變形速度加快，當距離工作面20m時，巷道圍巖變形速度陡增，頂底板移近速度達到25mm/d，兩幫移近速度達到23mm/d，工作面推進到測站位置時，最終頂底板移近量580mm，兩幫移近量為992mm，圍巖變形處于可控范圍，滿足生產需求。

4 結 論

1）通過數值模擬手段對留窄煤柱沿空掘巷后圍巖的應力及位移變化情況進行了分析，掘巷后圍巖應力峰值出現在距離實體煤幫6～10m范圍，沿煤柱中心部分及其頂底板形成一個應力分割區域，將采空區與實體煤區實現分割，該區域應力值小于原巖應力，可有效發揮煤柱的承載作用；掘巷后頂底板變形量大于巷道兩幫。

2）通過沿空掘巷圍巖結構分析，提出采用非對稱支護技術，即以錨桿（索）支護為主，同時在頂板和兩幫交界處安裝頂角和底角錨桿、在窄煤柱幫安裝補強錨索，綜合控制巷道圍巖變形。工業性試驗結果表明，采用該支護方式可有效控制沿空巷道圍巖變形，實現了工作面的安全高效回采。