基于煤體極限強度理論的窄煤柱護巷技術及其支護優化研究

程相克 王寧博

（1.平頂山天安煤業股份有限公司十礦，河南 平頂山 467000；2.中國礦業大學（北京），北京 100083）

本文以潘一礦1561（1）上風巷為研究對象，對窄煤柱條件下巷道的礦壓特征進行研究并得出基本礦壓顯現規律，推導出1561（1）上風巷窄煤柱的載荷強度計算公式，利用煤體極限強度理論合理確定了煤柱寬度，最后計算出巷道錨桿索的支護強度，對現有支護方案進行優化，取得了良好的支護效果[1-5]。

1 工程概況

1561（1）工作面位于東三采區下部六階段，西鄰東三下山采區系統巷道，東至東三邊界回風下山，北方1551（1）工作面正在回采，南方為11-2煤層實體段及1561（1）下順槽高抽巷，1561（1）工作面正上方為13 槽未采塊段。工作面位置關系如圖1。

圖1 1561（1）工作面位置關系

1561（1）工作面開采的11-2 煤層賦存較穩定，煤層產狀為168°～225°∠4°～9°，11-2 煤為黑色，粉末狀為主，半亮型，煤厚0～2.6 m，平均厚度為1.72 m，煤層結構簡單，1561（1）上風巷沿煤層頂板掘進，設計長度為1 650.5 m。煤層頂底板巖性及厚度見表1。

表1 11-2 煤層及頂底板基本特征表

2 窄煤柱煤體礦壓分布特征

2.1 巷道開挖前煤體礦壓分布特征

1561（1）工作面巷道開挖前，隨巷道掘進，煤柱側的應力分布規律主要為以下三個階段，如圖2。

（1）原巖應力影響階段

在本階段，1551（1）工作面下順槽距離工作面較遠，未受采動影響，因此，煤體只受原巖應力作用，在煤柱側形成卸壓區、應力集中區和穩壓區三個區域。

圖2 巷道開挖前煤體應力分布特征

（2）采動影響階段

在本階段，1551（1）工作面下順槽在工作面前方部分受工作面采動影響，在回采引起的超前支承壓力作用下，煤體應力集中明顯升高，塑性區顯著擴大，煤體內的破壞程度達到最大。

（3）采動影響穩定階段

隨工作面不斷推進，在采空區處，回采引起的應力分布趨于穩定，煤體應力下降。此時，1551（1）工作面下順槽也已經垮塌成為采空區的一部分，由于頂板冒落的矸石無法全部充填采空區，上覆巖層的載荷大部分將由煤柱體承載，因此，煤柱體內的應力分布仍將高于原巖應力影響階段。

2.2 巷道開挖后煤體礦壓分布特征

如圖3 所示，巷道開挖前后煤柱體內應力特征基本相同。

圖3 巷道開挖后煤體應力分布特征

在窄煤柱條件下，巷道開挖位置往往位于煤體殘余支承壓力的峰值之下。巷道開挖過程中，窄煤柱的整體性遭到破壞，發生卸壓，引起煤體向1561（1）上風巷方向強烈運動。

在實體煤壁側，原來的壓力升高的彈性區逐漸衍變為破裂區、塑性區。隨著支承壓力在煤體內部的移動，煤體也開始向1561（1）上風巷方向發生顯著位移。最終的應力分布如曲線2 所示。

窄煤柱巷道在掘進期間，巷道圍巖的位移和變形都比較嚴重，巷道的壓力主要來自于已經發生破壞的窄煤柱側。處于破碎區的煤體難以對頂板形成有效支承，同時巷道的實際跨度和懸頂距變大。因此，確定合理有效的煤柱寬度，采用恰當的巷道支護方式對維護巷道的穩定具有重要意義。

3 煤柱寬度理論計算

3.1 窄煤柱煤體載荷強度計算

區段保護煤柱上的載荷主要來自區段煤柱上覆巖層的重量和煤柱一側或兩側采空區懸露的巖層轉移到煤柱上的重量。因此，選取1561（1）上風巷單位長度的區段煤柱進行受力分析如圖4。

圖4 1561（1）上風巷區段煤柱載荷示意圖

可以得出區段煤柱上的載荷計算公式如下：

式中：σ 為煤柱承受的極限荷載，MPa；γ 為上覆巖層平均體積力，N/m3；δ 為采空區上覆巖層垮落角，（°）；B 為煤柱寬度，m；D 為采空區寬度，m。

3.2 煤體極限強度理論

煤體極限強度理論是指當煤柱所承受的載荷小于其承載能力時，煤體能夠保持其穩定性，否則煤體將會發生失穩破壞。

煤柱強度和組成煤柱的煤體強度、煤柱高度、寬度以及煤柱內部的結構特征有關。前人總結得出的煤體強度經驗公式有Obert-Dwvall/Wang（1967）和Bieniawski（1968）公式。

式中：R 為煤柱的極限強度，MPa；Rc為煤塊的單軸抗壓強度，MPa；B 為煤柱寬度，m；h 為煤柱高度，m。

要保證區段煤柱的穩定，必須保證煤柱的極限荷載σ 不超過其極限強度R。令式σ=R，可得如下式：

根據1561（1）工作面附近鉆孔資料及相關力學實驗參數，埋深H=575 m，采空區上覆巖層跨落角取δ=45°，采空區寬度D=190 m，煤柱高度h=1.72 m，煤體抗壓強度RC=22 MPa，上覆巖層容重γ=24 kN/m3。

因此，根據上述公式確定煤柱的合理寬度為：B=20.24 m。

上述計算出的煤體寬度是包含了煤體破碎區、塑性區、彈性區的總寬度。

根據A?H?威爾遜煤柱兩區約束理論，可以計算出煤體塑性區寬度，如式（4）所示。

式中：Y 為屈服區寬度，m；H 為采厚，m；M為采深，m。

因此可以得出1561（1）上風巷煤柱側和采空區側的塑性區寬度為：L1=L2=4.86 m。

煤柱兩側產生塑性變形后，在煤柱中央存在一定寬度的彈性核，彈性核的寬度應不小于煤柱高度的2 倍。故彈性區寬度L3=2h=3.44 m。

因此1561（1）上風巷煤體破碎區的寬度為：b=B-L1-L2-L3=7.1 m，故1561（1）上風巷在進行窄煤柱護巷時所留煤柱寬度應小于7.1 m。

4 支護方案優化設計

4.1 錨桿索支護理論分析

（1）錨桿支護理論

錨桿的作用實質是通過錨接進巷道圍巖內部的桿體，改變巷道圍巖的力學狀態，促使圍巖形成一個載荷體和承載體有機結合的整體，從而在巷道圍巖中形成自穩體系。

（2）錨索支護理論

與錨桿相比，錨索具有錨固深度大、錨固力大、可施加較大的預緊力等諸多優點，是困難巷道工程支護加固不可缺少的重要手段。不同形式的錨索其支護加固機理也有所不同。當錨桿支護不能保證圍巖穩定時可以通過錨索加強支護，保持巷道穩定。

4.2 支護方案優化設計

通過上述錨桿索支護理論的分析，對1561（1）工作面在窄煤柱條件下的巷道礦壓顯現規律及所受到的采動影響進行充分考慮之后，結合現場施工情況，對支護設計進行了優化，如圖5。

（1）巷道支護形式：錨網索加鋼梁聯合支護。

（2）巷道頂板支護設計：間排距為900 mm×800 mm 的Φ20 mm×2000 mm 高強錨桿；錨索采用Φ22 mm×6200 mm，配用KM22-1 鎖具，分別左右對稱布置在靠近巷道中線和兩幫位置，排距為800 mm，配合使用L=5000 mm 的14#槽鋼；頂部鋪設10#鐵絲金屬網，規格為5600 mm×1000 mm。

（3）煤柱幫支護：間排距為800 mm×800 mm 的Φ16 mm×60 mm×2800 mm 錨條，配合使用W5-178 鋼帶及斜木墊板；在靠近頂板500～1000 mm 處布置Φ22 mm×4800 mm 的錨索，排距為1600 mm，配合使用300 mm×300 mm×10 mm 大鐵墊板、三角墊板；將上幫底腳錨桿滯后迎頭30 m 施工以解決巷道上幫底板滲水造成的底腳錨桿施工困難問題，在底腳錨桿設計位置施工規格為Φ20 mm×2000 mm 的臨時護幫錨桿，同時鋪設10#鐵絲金屬網，規格為3200 mm×1000 mm。

（4）實體煤幫支護：間排距1000 mm×800 mm 的Φ16 mm×60 mm×2100 mm 錨條，配合使用W5-178 鋼帶及斜木墊板；鋪設10#鐵絲金屬網，規格為2800 mm×1000 mm。

圖5 1561（1）上風巷優化支護方案

4.3 工程應用效果

采用優化后的支護方案對1561（1）上風巷進行支護后，在巷道內設置測點對巷道圍巖的變現量進行監測，以確定巷道支護的效果。觀測結果表明，巷道頂底板及兩幫的移進量明顯小于原方案，達到了支護設計優化的要求，取得了良好的支護效果。

5 結論

（1）基于1561（1）上風巷的地質賦存條件，分析總結了窄煤柱條件下1156（1）上風巷開挖前后煤體內礦壓的基本分布特征。

（2）通過理論推導得出了1561（1）上風巷煤柱極限載荷強度，并結合煤體極限強度理論計算得出了1561（1）巷合理的煤柱寬度為7.1 m。

（3）結合1561（1）上風巷的實際施工情況，通過對錨網索聯合支護理論的分析，對巷道支護方案進行了優化，取得了良好的效果。