特厚煤層區段煤柱合理寬度研究及巷道支護優化

王 琦，宋選民，王仲倫，劉國方，曹健潔，劉一揚

(太原理工大學原位改性采礦教育部重點實驗室，山西 太原 030024)

區段煤柱的寬度直接影響煤柱的承載能力、支承壓力分布及煤柱穩定性[1]，在保證煤柱和巷道穩定的條件下，通過減小留設煤柱寬度提高資源利用率具有重要意義。因此，研究特厚煤層條件下區段煤柱的合理寬度和巷內支護設計已然成為了厚煤層綜放開采亟待解決的技術難題[2-5]。

國內外許多學者對此進行了大量研究，并取得相應的成果。韓承強等[6]主要通過現場實測的方法分析了采動過程中窄煤柱的應力分布及破壞規律，并給出了適合崔莊煤礦區段窄煤柱合理寬度的建議。劉增輝等[7]基于上榆泉10#煤層實際的生產條件，選擇利用相似材料制作合適的物理模型，將回采巷道放置在回采推進的方向，隨著回采工作面的逐漸向前推進，回采巷道和回采工作面之間的動態煤柱不斷縮小，依據回采巷道斷面變形規律以及其圍巖破壞特征，得到了適合上榆泉煤礦的合理區段保護煤柱的尺寸。

本文以韓家洼煤礦22401工作面為背景，分析了巷道在原支護方案下的原因與變形特征，通過理論計算、數值模擬以及工程類比相結合的方法最終確定合理的留設寬度和最優化的支護設計方案，有效地控制了圍巖變形，并為類似巷道支護設計提供了借鑒。

1 工程概況

韓家洼煤礦22401工作面底板標高1 265～1 280 m，地面標高1 510～1 570 m，煤層平均厚度13.6 m，在煤層間分布4層0.37～0.66 m厚黑色泥巖夾矸，直接頂為1.43 m厚的細粒砂巖，老頂為13.40 m厚的細砂巖，22401工作面直接頂及偽頂不發育。偽頂為炭質泥巖及粉砂巖，僅分布于個別地段；直接頂分布于井田東北部，707號孔見直接頂，以砂質泥巖、炭質泥巖為主，次為泥巖、高嶺質泥巖，厚1.10 m，中厚層狀，膠結致密，穩定性較好。老頂全井田均有分布，巖性為砂礫巖及粗細砂巖，厚4.20～26.93 m，一般4～6 m，穩定性好。底板為泥巖、砂質泥巖、粉砂巖及少量的炭質泥巖。韓家洼煤礦為無沖擊地壓傾向性礦井，所采22號煤層不易自燃，煤層地質與水文地質簡單。圖1為工作面布置及煤柱方位圖，圖2為韓家洼鉆孔柱狀圖。

圖1 工作面布置及煤柱方位圖Fig.1 Working face layout and coal pillarorientation map

圖2 韓家洼鉆孔柱狀圖Fig.2 Histogram of Hanjiawa borehole

圖3為一組22401工作面順槽原有30 m區段煤柱時巷道圍巖變形圖。通過現場觀測發現，巷道頂板存在煤體隨掘隨落的情況，局部表現出不規則不平整的特征，由圖3(a)可知，頂板冒落，斷面不再是矩形，且鋼帶變形嚴重。現有支護中，部分頂板錨索布置過于集中，難以與錨桿協同支護。在使用120 mm的托盤時，其本身變形嚴重。22401工作面采用綜放開采，具有較大的揭露空間，增加了頂板的活動空間，同時加大了基本頂懸臂梁結構的彎矩，使得工作面上覆巖層冒落高度及裂隙帶高度也有所增大，工作面超前支承壓力及工作面側向支承壓力峰值很高，影響范圍也較大，嚴重破壞了前方回采巷道的穩定性。

圖3 工作面順槽原有支護條件Fig.3 Original supporting conditions of working face along the groove

2 小煤柱合理寬度理論計算分析

2.1 穩定核區理論計算

穩定核區理論認為，煤柱穩定的關鍵是煤柱中心要有一定尺寸的穩定核區，即比較完整、裂隙不太發育、強度比較大的核心區煤層，稱之為煤柱穩定核區[8]。 煤體塑性區的寬度根據Kastner公式[9]見式(1)。

(1)

式中：R1為煤柱塑性圈半徑，m；R0為巷道半徑，矩形巷道斷面對角線的一半，取2.7 m；σc為單向抗壓強度，取21.17 MPa；σ0為原巖應力，取4.72 MPa；Pi為支護抗力，取0.2 MPa；φ0為煤體內摩擦角，取25.69°。將各個參數代入式(1)得R1=2.24 m，通常認為上工作面運巷和下工作面風巷尺寸一樣，即R1左=R1右，所以煤柱塑性區總寬度R1煤柱=R1左+R1右=2R1，根據煤柱穩定核區理論，可得煤柱寬度B=2R1煤柱=4R1=8.96 m。

2.2 極限平衡理論計算

在考慮巷道支護效果，綜合影響圍巖完整性和穩定性主要因素的前提下，確定小煤柱合理寬度的計算公式見式(2)。

B=x1+x2+x3

(2)

式中：x1為煤柱塑性區寬度；x2為錨桿錨固深度，取2.4 m；x3為煤柱安全系數，一般取0.15～0.35(x1+x2)。計算煤柱塑性區寬度力學的模型如圖4所示。

圖4 煤柱塑性區寬度計算的力學模型Fig.4 Mechanical model for calculating the width ofcoal pillar plastic zone

煤柱塑性區寬度x1根據極限平衡理論[10]見式(3)。

(3)

式中：m為煤柱高度，取11.78 m；λ為側壓系數；μ為泊松比，取0.1；φ0為煤層界面內摩擦角，取30°；C0為煤層界面黏聚力，取0.3 MPa；K為應力集中系數，取1.5；γ為巖層平均容重，取2.3 t/m3；H為巷道埋深，取最大埋深200 m；Px為錨桿對煤柱的側向阻力，計為0.2 MPa；為煤礦安全考慮，x3取0.35(x1+x2)，代入各項參數，得出小煤柱合理寬度為11.96 m。

3 小煤柱合理寬度數值模擬分析

3.1 數值模型的建立

本次數值模擬的模型主要是工作面-煤柱，根據煤層地質條件及現場實際情況，共構建了3個FLAC3D數值計算模型，此次數值模擬研究，以區段煤柱寬度分別為10 m、12 m、15 m時的煤柱穩定性進行數值計算分析，探究22401工作面區段煤柱的合理寬度。數值模擬方案見圖5，各個數值模擬方案中計算模型簡介見表1，各巖層物理力學參數見表2。

由于各個模型主要研究問題類似，故三個方案中模型邊界條件統一，如圖5所示，煤柱左側為22401工作面，右側為22402工作面，整個模型在前、后、左、右及下部均為固定邊界，沒有水平位移，計算中模型上邊界施加5.13 MPa載荷，工作面上覆巖層平均容重取2.3 t/m3，在模型上部施加垂直應力，應力大小見式(4)。

P=(埋深-模型以上巖層高)×平均容重=

(245-39.85)×2.3×104≈4.72 MPa

(4)

結合韓家洼煤礦采掘計劃與礦山壓力顯現規律可知，回采巷道從掘進到回采工作面回采完畢要經歷巷道掘進、一次采動、采空區穩定(采動影響穩定階段)、二次采動等多次采動影響[11]。在韓家洼煤礦中，回風巷道主要是受到了上工作面和當前工作面回采的影響，而當前工作面在回采時，巷道的超前壓力較大，變形也較嚴重，這個階段就是被二次采動影響階段。故在煤柱穩定性數值計算中，各個數值模擬方案及過程應當為：首先開采22401工作面，等工作面穩定后(軟件運行收斂)，再開采22402工作面。為了計算更準確、 更符合實際條件， 在煤柱內部以及周圍位置附近對網格的劃分進行了致密化處理。

圖5 數值模擬方案Fig.5 Numerical simulation program

表1 各數值模擬方案計算模型簡介Table 1 Introduction to calculation models ofvarious numerical simulation schemes

3.2 數值模擬結果分析

3.2.1 一次采動后數值模擬結果及分析

韓家洼煤礦22401工作面推進完成后，不同煤柱寬度下的內部應力與塑性區分布特征見圖6～圖8。22401工作面的采動對于區段煤柱的穩定性影響有限，根據圖6(a)～圖8(a)可知，當煤柱寬度為10.0 m時，煤柱22401工作面采空區側塑性區寬度為5.5 m，煤柱22402工作面回風順槽側塑性區寬度為1.5 m，煤柱內部未見明顯塑性區分布，塑性區總面積占煤柱總面積的45%，此時煤柱穩定性較好；當煤柱寬度為12.0 m時，煤柱22401工作面采空區側塑性區寬度為6.0 m，煤柱22402工作面回風順槽側塑性區寬度為1.0 m，煤柱內部彈性核寬度為5.0 m，煤體完整區域占煤柱總面積的57%；當煤柱寬度為15.0 m時，煤柱22401工作面采空區側塑性區寬度為6.0 m，煤柱22402工作面回風順槽側塑性區寬度為1.0 m，煤柱內部彈性核8.0 m，煤柱較為穩定。由于22401工作面的最大埋深約為245 m，假設覆巖容重按2.3 t/m3計算，則工作面承受的上覆巖層載荷約為6.125 MPa。根據圖6(b)～圖8(b)可知，當煤柱為10.0 m時，煤柱內部應力最大值達到13.67 MPa，應力集中區域面較大；當煤柱寬度增加到12.0 m時， 煤柱內部的應力最大值達到最大為13.61 MPa，此時應力集中程度有所減小且應力集中區域面縮減； 當煤柱寬度繼續增加到15.0 m時，煤柱內部應力最大值為13.59 MPa，應力集中影響的區域面也進一步減小。由此可見，煤柱受到掘進擾動以及一次采動影響后，不同寬度的煤柱均穩定，其中方案一煤柱穩定性較方案二、方案三差。

表2 巖層物理力學參數Table 2 Physical and mechanical parameters

圖6 一次采動后煤柱寬度為10 m時內部特征Fig.6 Internal characteristics when the coal pillar width is 10 m after primary mining

圖7 一次采動后煤柱寬度為12 m時內部特征Fig.7 Internal characteristics when the coal pillar width is 12 m after primary mining

圖8 一次采動后煤柱寬度為15 m時內部特征Fig.8 Internal characteristics when the coal pillar width is 15 m after primary mining

3.2.2 二次采動后數值模擬結果及分析

韓家洼煤礦22402工作面推進完成后，不同煤柱寬度下的內部應力與塑性區分布特征見圖9～圖11。22402工作面的采動影響對于區段煤柱的穩定性影響較大，根據圖9(a)～圖11(a)可知，當煤柱寬度為10.0 m時，煤柱22401工作面采空區側塑性區寬度為6.5 m，煤柱22402工作面采空區側塑性區寬度為3.0 m，煤柱內部兩側塑性區呈現貫通趨勢，整體呈現X型共軛破壞，內部未見有效彈性核，說明煤柱彈性核區的寬度小于煤柱總寬度的14%時,將在輕微擾動下出現突變失穩；當煤柱寬度為12.0 m時，煤柱22401工作面采空區側塑性區寬度為7.0 m，煤柱22402工作面采空區側塑性區寬度為2.5 m，煤柱內部彈性核寬度為2.5 m，彈性核寬度占煤柱總寬度的20.8%，大于14%的臨界寬度，由此可見，此時煤柱穩定性較強，在巷道進行有效支護前提下，能夠進一步提高彈性核的寬度，同時維護22402工作面回風順槽巷道圍巖穩定；當煤柱寬度為15.0 m時，煤柱22401工作面采空區側塑性區寬度為7.5 m，煤柱22402工作面采空區側塑性區寬度為3.5 m，煤柱內部彈性核寬度為4.0 m，彈性核寬度占煤柱總寬度的26.7%，由此可見，此時煤柱更為穩定。根據圖9(b)～圖11(b)可知，當煤柱為10.0 m時，煤柱內部應力最大值達到14.91 MPa，應力集中區域面較大；當煤柱寬度增加到12.0m時，煤柱內部的應力最大值達到最大為13.82 MPa，此時應力集中程度有所減小，較方案一最大應力減小7.89%，且應力集中區域面明顯縮減；當煤柱寬度繼續增加到15.0 m時，煤柱內部應力最大值為13.64 MPa，應力集中影響的區域面也進一步減小。

綜合數值模擬計算結果可知，當煤柱寬度為12.0 m時，煤柱相對穩定，能夠起到相應的支承作用。 此時，區段煤柱在整個回采的過程中能夠保持相對穩定，煤柱逐漸破壞，能量緩慢釋放，不會發生突變的失穩。

圖9 二次采動后煤柱寬度為10 m時內部特征Fig.9 Internal characteristics when the coal pillar width is 10 m after secondary mining

圖10 二次采動后煤柱寬度為12 m時內部特征Fig.10 Internal characteristics when the coal pillar width is 12 m after secondary mining

圖11 二次采動后煤柱寬度為15 m時內部特征Fig.11 Internal characteristics when the coal pillar width is 15 m after secondary mining

4 順槽支護方案設計

經過了十余年的研究與試驗，回采巷道支護技術已經形成了一套具有中國特色的煤巷錨桿支護成套技術體系[12]。在綜放工作面厚頂煤回采巷道條件下，錨桿支護出現了一系列新的問題，由于礦壓顯現劇烈、應力集中系數大、煤體強度低、煤幫塑性區范圍大，巷道變形嚴重，錨桿、錨索隨煤體整體移出、失效，鋼帶強度和剛度小，容易撕裂和拉斷，護頂效果差。上述現象嚴重影響了巷道支護效果和安全程度。

根據特厚煤層巷道支護已有研究，戴磊等[13]通過數值模擬來優化窄煤柱錨桿預緊力、錨桿長度、錨桿直徑、錨桿間排距等支護參數，從而確定了更合適的錨桿支護方案，并通過現場試驗進行了驗證，取得了顯著的可觀效果。孫浩等[14]結合懸吊梁理論確定支護參數，采用“錨桿+錨索+金屬網+W鋼帶+錨索”組合鋼梁聯合支護方案，對錨桿起到主動支護作用，控制了圍巖的穩定性。許永祥[15]基于工作面地質條件，采用“錨桿+錨索+W鋼帶+錨索組合鋼梁+金屬網”聯合支護，有效減小了煤柱側煤壁變形。

為滿足韓家洼煤礦的生產需要，增強其生產安全性，同時通過改善巷道支護參數達到穩定可靠的支護效果，進一步增強支護強度和綜合支護能力，優化巷道支護技術的主要原則如下所述。

1) 由于該礦處于高應力環境下，圍巖自身的強度較小，同時，巷道附近圍巖呈層狀、非均勻各向異性，巖層結構和應力分布均呈非對稱性，傳統的對稱支護方式無法有效地控制巷道的變形，建議采用非對稱支護，從而形成巷道圍巖在支護結構上的應力均勻化。

2) 在支護方案中運用錨桿索支護原理，這不僅可以積極主動地保持圍巖的整體性和穩定性，還可以有效地控制圍巖的變形、位移和裂隙發展，最大力度地發揮圍巖的自承作用，把圍巖由一個荷載變成一個支承載體，變被動支護為主動支護，同時使錨桿、錨索和圍巖可以緊密地結合成一個整體，共同承載圍巖應力，尤其是錨索具有很大的承載能力與加固范圍，能最大限度地保持巖體的完整性。

3) 加強巷道兩幫支護，運用“強幫強角”支護原理，指導巷道兩幫錨桿參數設計與優化，增強巷道對頂板的支承作用，減小兩幫極限平衡區與頂板廣義跨度；通過優化頂板錨桿、錨索的布置形式與參數，同時運用幫錨索進行加強支護，從而達到錨桿、錨索協同支護的作用。

韓家洼煤礦22401工作面回風順槽采用矩形斷面，回風順槽斷面尺寸為4 300 mm×3 200 mm，毛斷面積S=13.76 m2。工作面回風順槽沿煤層底板布置，屬全煤巷道。回風順槽頂板為細砂巖及砂礫巖，無其他特殊地質與生產條件，如斷層、破碎帶、相鄰工作面采空區、上覆煤柱等影響。因此，建議采用非對稱“錨桿+鋼帶+鋼筋網+錨索”的聯合支護技術方案。 確定頂板支護每排采用Φ18 mm×2 200 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿6根，間排距800 mm×800 mm，其中最外側兩根錨桿距幫150 mm，網片采用8#菱形金屬網，網格50 mm×50 mm，采用W鋼帶，托盤為150 mm×150 mm×10 mm方形鋼板。錨索加強支護采用Φ17.8 mm×11 700 mm高預應力錨索2根，Φ17.8 mm×6 000 mm高預應力錨索1根，間排距2 500 mm×800 mm，布置方式為“二·一”布置，配套300 mm×300 mm×12 mm鋼托板。工作面側幫每排采用Φ20 mm×2 000 mm玻璃鋼錨桿4根，間排距1 000 mm×800 mm，其中起頂距100 mm，起底距100 mm，采用尼龍網，網格50 mm×50 mm，并配套相應托板。非工作側幫每排采用Φ18 mm×2 200 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿6根，間排距600 mm×800 mm，其中起頂距100 mm，起底距100 mm，采用Φ17.8 mm×8 000 mm幫錨索1根，排距800 mm，起底矩1 600 mm，網片采用8#菱形金屬網，網格50 mm×50 mm，采用150 mm×150 mm×10 mm鋼托板。主要錨固材料與參數見表3，巷道支護圖如圖12所示。

表3 主要錨固材料與參數Table 3 Main anchoring materials and parameters

圖12 巷道支護圖Fig.12 Roadway support map

5 結 論

1) 通過穩定核區理論計算可以得知，區段煤柱合理留設寬度為8.96 m；通過極限平衡理論計算可以得知，區段煤柱合理留設寬度為11.96 m。

2) 建立數值模擬計算模型，對不同煤柱寬度下的內部應力與塑性區分布特征進行了分析。數值模擬結果表明，隨著區段煤柱寬度的不斷增加，應力集中程度也隨之不斷減小。當煤柱寬度為10 m時，煤柱將在輕微擾動下出現突變失穩；當煤柱寬度為12 m時，此時煤柱穩定性較強，在巷道進行有效支護前提下，能夠進一步提高彈性核的寬度，同時維護工作面回風順槽巷道圍巖穩定；當煤柱寬度為15 m時，煤柱更為穩定。結合理論計算分析，最終確定區段煤柱合理留設寬度為12 m。

3) 針對22號煤層的地質條件和生產條件，通過工程類比的方法，給出了非對稱“錨桿+鋼帶+鋼筋網+錨索”的聯合支護方案，有效提高巷道圍巖穩定性。