特厚煤層巨厚頂板分層綜采工作面區段煤柱失穩機理及控制

王志強，武 超，羅健僑，王 鵬，石 磊，張 焦，李敬凱，蘇澤華

(1. 中國礦業大學(北京) 能源與礦業學院，北京 100083；2. 西安科技大學 西部煤炭綠色開發國家重點實驗室，陜西 西安 710054；3.中國礦業大學(北京) 共伴生能源精準開采北京市重點實驗室，北京 100083；4. 中國礦業大學(北京) 煤炭安全開采與地質保障國家級實驗教學示范中心，北京 100083)

在世界上主要產煤國家中，特厚煤層的儲量占可采煤炭資源的20%～50%，產量占煤炭產量的比例大約為32%[1-2]。我國特厚、巨厚煤層儲量比較豐富，分布廣泛但不平衡，西多東少，煤層埋藏、開采技術發展都不均衡,煤層賦存條件復雜，礦井開采條件差，安全問題嚴峻。 我國煤炭企業數量多但屬多種所有制共存，規模大小差異大，造成開采工藝、技術裝備及管理水平參差不齊[3]。因此，我國部分特厚煤層煤礦依然采用分層開采工藝，這類煤礦面臨著煤柱尺寸留設不當，下分層工作面區段煤柱受覆巖運動及多次采動影響發生失穩變形的難題，嚴重制約煤礦的安全高效生產。

目前，國內外學者對于煤柱穩定性的研究大多集中于房柱式開采、條帶開采、厚及特厚煤層一次采全高開采條件下，對特厚煤層分層綜采條件下區段煤柱穩定性、留設及控制等的研究相對較少。郝登云等[4]探討了采空區下近距離特厚煤層回采巷道失穩機理及主要影響因素，提出將下煤層回采巷道布置在采空區下，并進行高預應力全錨索加強支護。伍永平等[5]建立區段間圍巖失穩模型，研究了區段煤柱的應力分布規律和失穩破壞準則，確定了區段煤柱的合理尺寸，實現大范圍巖層控制技術。賀廣零等[6]基于溫克爾假設,從而形成煤柱-頂板相互作用系統，采用近似的Weibull分布描述它的損傷本構模型，依據板殼理論和非線性動力學理論對采空區煤柱-頂板系統失穩機理進行了研究，得出了系統失穩的突變機制，并給出了系統失穩的數學判據和力學條件。方新秋等[7]基于綜放工作面端頭頂板破斷特征,建立了采空側端頭三角塊結構力學模型、理論及數值模擬分析三角煤失穩機理。文獻[8-10]研究了綜放開采工作面窄煤柱失穩機理與控制技術，認為綜放工作面強動壓、多次采動是窄煤柱失穩主要因素，這類巷道多采用高強度聯合支護技術。文獻[11-15]對復合頂板、堅硬頂板、水壓作用及急傾斜特定條件下煤層區段煤柱失穩機理進行了研究。文獻[16-19]對條帶式、塊段式、房柱式開采區段煤柱突變失穩機制進行了研究。

研究一致認為煤柱穩定性與煤柱承載能力及應力狀態息息相關。在工作面開采動壓、采空區積水浸水弱化作用下，煤柱微裂隙萌生、拓展、延伸，經歷從量變到質變的演化進程[20]。圍巖控制研究中，有些問題，如軟巖遇水軟化和膨脹，煤層的滲透性等必須從微觀尺度開始研究；有些問題，如研究巷道和采場周圍應力場與位移場分布，一般只需了解煤巖層的宏觀物理力學性質即可[21]。因此，對于不同尺度范圍內巖層的控制需采用從宏觀到微觀的多尺度研究方法。

針對特厚煤層分層綜采重疊式開采條件，首先從宏觀上研究不同分層工作面不同尺寸的區段煤柱內的應力分布規律，從而分析不同分層工作面區段煤柱的穩定性，為特厚煤層分層開采工作面初始留設合理煤柱尺寸給出思路，最后對中、下分層區段煤柱從微觀上提出支護方案。研究成果可為類似生產條件的工作面安全高效回采提供理論指導和技術支持。

1 工程背景

1.1 地質生產條件

老公營子煤礦5號特厚煤層位于一采區，采用重疊式巷道布置分層綜采進行回采，目前Ⅰ05(1)，Ⅰ05(6)，Ⅰ05(7)，Ⅰ05(8)1，Ⅰ05(8)2，Ⅰ05(9)1工作面已全部開采完，剩余工作面為Ⅰ05(8)3和Ⅰ05(9)2工作面。Ⅰ05(8)工作面745鉆孔柱狀圖如圖1所示，煤層厚度11.1～21.7 m，平均厚度15.0 m。煤層含夾矸3層，平均夾矸厚0.5 m，矸石巖性以泥巖、粉砂巖為主，局部可見炭質泥巖。煤層傾角4°～6°，煤體容重1.37 N/m3，煤質堅固性系數f= 1.3～1.5，平均埋深300 m，頂板巖性為泥巖、粉砂巖或細砂巖，局部為粗砂巖，底板巖性為粉砂巖，煤巖強度較低，屬于典型的軟巖工程。

圖1 Ⅰ05(8)工作面745鉆孔柱狀圖

Ⅰ05(8)2工作面為一采區5號煤層第8段中分層，本工作面采煤厚度4.2 m，中分層與上分層間留2 m煤層做為人工假頂，工作面平均可采走向長1 241 m，平均傾斜長196 m，斜面積為254 488 m2，設計為綜采工作面，工作面西側為Ⅰ05(7)工作面采空區，東側為Ⅰ05(9)上分層工作面采空區，區段煤柱為9 m，首、中、底分層工作面巷道均垂直布置，相鄰巷道上下間隔煤體3 m，工作面及各巷道空間位置關系如圖2所示。

圖2 工作面及各巷道位置

1.2 垂直分層巷道圍巖變形特征

選擇監測巷道為Ⅰ05(8)2工作面軌道平巷，斷面為梯形。巷道原支護采用“架棚錨索+鋼帶”聯合支護，頂板及兩幫分別鋪設長度為800 mm的工字鋼6排，間距500 mm，然后鋪設背板；之后對兩幫進行錨索支護，錨索采用φ22 mm×4 000 mm高強度預應力低松弛鋼絞線，每排打設3根，間距1 000 mm，第1根錨索距頂板300 mm，支護第2根錨索和第3根錨索時用150 mm×150 mm×10 mm托盤配合工字鋼，使第2根錨索壓住第2塊柈子和第3塊柈子，第3根錨索壓住第4塊柈子和第5塊柈子，具體支護情況如圖3所示。

圖3 中分層軌道平巷支護

Ⅰ 05(8)2工作面回采過程中，軌道平巷圍巖失穩發生大變形，如圖4所示，其失穩變形特征主要表現為:

圖4 中分層煤柱巷道礦壓顯現

(1)巷道煤柱幫出現嚴重的鼓幫和垮幫現象，沿巷道走向出現15 m以上的范圍鼓幫量達(1 500 mm)左右，鼓幫導致工字鋼發生明顯的彎曲變形，鼓幫至一定位移后，大面積的煤幫垮塌，致使工字鋼與煤幫間形成大范圍的空洞，部分煤柱幫垮幫深度1 000 mm左右，導致錨桿、工字鋼支護體失效；前期對垮幫煤體進行處理后，在工字鋼與煤體間架設木板，通過加大受力面積以期達到控制巷幫再次變形的目的，但仍未能控制煤柱的再次變形，木板發生破斷，鼓幫、垮幫持續發生。煤柱幫大變形表現出持續性、范圍大的特點。

(2)實體煤幫變形程度較煤柱幫變形程度低，巷道掘進階段，變形量較小，當受工作面回采擾動影響時，巷道變形嚴重，鼓幫位移量為500～750 mm，部分工字鋼發生彎曲變形，沿巷道軸向破壞范圍為3 m左右。

(3)巷道頂板下沉量較小，下沉量200 mm左右，鋼帶彎曲變形明顯，尤其受工作面回采作用影響時，部分頂板出現漏頂情況；巷道底臌明顯，實測最大底臌量達到1 000 mm以上，伴隨整體底臌發展，底板出現裂縫，呈現中間高，兩端低的擠壓破壞狀態。

上分層采后，煤柱已發生劣化，Ⅰ05(8)2中分層巷道掘進和工作面采動影響進一步加劇區段煤柱劣化，導致中分層工作面回采過程中巷道圍巖發生失穩大變形，嚴重影響安全生產。現場常需對巷道進行多次擴幫及清底，擴幫工作不僅影響生產進度，而且擴幫導致煤柱寬度變窄，其自承能力進一步下降，形成失穩-擴幫清底-失穩的惡性循環。因此，需要研究區段煤柱失穩機理及控制措施，解決中、底分層工作面巷道失穩問題。

2 分層開采區段煤柱失穩機理

2.1 沿空側覆巖載荷傳遞機制

2.1.1分層開采巨厚直接頂覆巖運移規律

首分層開采采空區覆巖運動與普通綜采工作面相同，隨著上區段工作面推進范圍不斷增大，工作面基本頂發生“O-X”周期性破斷，在沿空巷道上方形成“砌體梁”結構。基本頂在實體煤側為固支邊，在煤體側的斷裂線位于煤壁內，形成以基本頂巖層為主的上覆巖體大結構。如圖5所示，上區段工作面回采結束后，上覆基本頂破斷形成巖塊A、巖塊B和巖塊C，其中巖塊B在沿空巷道上方垮落形成弧形三角塊B，并以煤體之上的斷裂線為軸向下旋轉；在首工作面回采階段，在超前支承壓力和側向支承壓力疊加作用下，巖塊A下方的煤體、直接頂壓縮下沉，巖塊C下方的矸石壓縮下沉，巖塊B發生旋轉下沉。

圖5 首分層工作面回采時上覆巖層結構平面

巷道上覆巖層結構與采場上覆巖層結構有一定差異，采場結構沿走向方向上破斷，而巷道上覆巖層結構沿傾向上破斷，但其破斷都受到基本頂的控制，基本頂是影響上覆巖層結構破斷及運動的最顯著因素。但對于老公營子煤礦5號特厚煤層首分層工作面，其偽頂為較薄砂質泥巖隨采隨落，直接頂為平均厚度55 m的巨厚細砂巖，且強度較低，因此只有在垮落矸石充滿采空區，為巖塊C提供支撐時，才能形成穩定的“砌體梁”結構，如圖6所示。

圖6 首分層沿空巷道覆巖結構示意

在中、底分層回采過程中，隨著開采空間的增大，原首分層工作面開采形成的“砌體梁”結構發生失穩，首先是采空區中部的巖塊C由于失去垮落帶矸石的支撐失穩下落，從而形成新的垮落帶以及節理較發育的斷裂帶，這部分巖層可稱為隨動層，起到壓實矸石的作用。而靠近煤柱側的關鍵塊B由于失去巖塊C的水平擠壓和摩擦阻力，從而形成懸臂梁結構，其上的載荷通過懸臂梁傳遞到淺部煤柱及實體煤中，懸臂梁受到下方煤柱的支撐，懸臂梁在上覆巖層載荷作用下發生拉斷破壞變為短懸臂梁結構，隨著開采的進行一直到采空區穩定后，受覆巖巖性影響，會形成若干成臺階式疊加的短懸臂梁結構，其上部形成新的“砌體梁”結構，其中關鍵塊B作用到短懸臂梁結構上，短懸臂塊體在采空區方向沒有水平推力，受自重及關鍵塊B影響向采空區方向回轉下沉，上覆巖層載荷進一步轉移到深部煤巖體中，引起應力集中。更高層位的彎曲下沉帶巖層隨之向下運動，進一步對采空區矸石及煤柱施加載荷，其覆巖結構如圖7所示。

2.1.2煤柱力學分析

由上述分層開采覆巖運移規律可知，中、底分層工作面沿空側煤柱載荷主要受上覆巖層2類結構作用影響，一是低位巖層垮落帶及斷裂帶破斷覆巖產生的載荷，二是高位未破斷的彎曲下沉帶覆巖產生的載荷。根據圖7的中、底分層沿空巷道覆巖結構，沿工作面走向方向取單位長度煤柱進行受力分析，其中Fdn為煤柱上覆巖層自重壓力，Fdm為頂板巖層下沉過程中對煤柱的摩擦力，FB為短懸臂梁結構對煤柱的作用力，Fgn為煤柱側向采空區矸石壓實后對煤柱的水平作用力，上述作用力均直接作用煤柱上，煤柱的受力狀態如圖8所示。

圖7 中、底分層沿空巷道覆巖結構示意

圖8 煤柱直接作用力受力狀態

Fdn及Fdm不隨分層開采覆巖運動而變化，Fdn=γgH，其中，γ為巖層容重，g為重力加速度，H為巖層高度；Fdm≈ tanφ，φ為煤體內摩擦角。Fgn隨垮落帶和斷裂帶高度增大而增大，但載荷在破碎矸石中不易傳遞，因此作用在煤柱上的力很小。FB不僅受自身結構影響，還受到上覆新形成的砌體梁結構影響，而塊體B的穩定性又受深部彎曲下沉帶的影響。

通過對煤柱的受力狀態分析，可以確定分層開采煤柱載荷傳遞的主要途徑為：隨著分層開采的進行，采場覆巖運動空間不斷增大，促使“三帶”高度增大及覆巖下沉、回轉、變形失穩，而在靠近煤柱側，彎曲下沉帶通過緩慢下沉的形式將端部載荷傳遞到新形成的砌體梁結構上，然后關鍵塊體B回轉變形，通過擠壓的形式將載荷傳遞到下方短懸臂梁結構上，最后短懸臂梁以擠壓的形式在煤柱上傳遞集中載荷。

(1)彎曲下沉帶固支點集中載荷。彎曲下沉帶巖層以兩端“固支梁”的形式存在，通過兩端支點以集中力的形式向下伏煤巖層傳遞載荷，如圖9所示。彎曲下沉帶范圍內覆巖在支點處產生的集中力[22]為

圖9 彎曲下沉帶覆巖自重載荷增量計算模型

(1)

式中，Fw為彎曲下沉帶覆巖在支點處產生的集中力；L為工作面長度，m；H1為彎曲下沉帶厚度，m；Hw為彎曲下沉帶距煤層底板的高度，m；α為巖層移動角，(°)。

(2)關鍵塊B對短懸臂梁的載荷。巷道沿空側“鉸接巖梁”結構主要通過傾斜塊體B向下方短懸臂梁施加集中力，基于此，建立鉸接巖塊B力學模型，如圖10所示。

圖10 鉸接巖梁關鍵塊力學模型

圖10中F1為彎曲下沉帶作用到關鍵塊體上的均布載荷；PB為關鍵塊B的自重；FAB為下部短懸臂梁的支撐力；TCB，TAB為關鍵塊體間的水平推力；f為鉸接處的摩擦力；θ為關鍵塊體的水平轉角；Δs為關鍵塊的下沉量；LB為關鍵塊B的破斷長度。

根據平衡條件∑MA=0，∑MB=0得到鉸接巖塊B所受下部短懸臂梁的支撐力FAB為

(2)

其中，F1=Fw；LB為關鍵塊B斷裂長度，為

(3)

式中，L為工作面長度，取L=195 m；L′為關鍵塊B沿推進方向的斷裂長度，可視為周期來壓步距，基于現場數據，可取L′=20 m。

(3)短懸臂梁集中載荷。短懸臂梁力學模型如圖11所示，圖11中P1為基本頂破斷巖塊載荷，P2～Pn為上覆隨基本頂協調運動的各巖層載荷；lm為斷裂線在煤柱上的長度，l1為首分層基本頂破斷巖塊長度，l2～ln為上覆隨基本頂協調運動的各巖層長度；h1為首分層基本頂破斷巖塊厚度，h2～hn為分層開采垮落帶巖層增量厚度；β為巖層破斷角；η為短懸臂梁水平轉角；F2為鉸接巖塊B向下的作用力；FB為下部煤體的支撐力。

圖11 短懸臂梁力學模型

根據頂板受力情況，在A點取力矩平衡可得到

(4)

式中，i為各短懸臂梁巖層的序號;F2=FAB。

得到短懸臂梁在煤柱的集中載荷為

(5)

通過式(5)可知，B點處集中載荷與破斷角、巖層水平轉角、巖層幾何形態、巖層自重以及與高位巖層載荷作用相關，因此在多次分層開采過程中采場上覆巖層的破壞高度對壓力有著較大影響。

2.2 煤柱應力狀態

當煤柱寬度足夠大，按照彈塑性軟化模型，采空區側向煤體中依然可形成應力松弛區(破碎區)、塑性區、彈性區、原巖應力區。在采空區側向方向截取截面，該截面內側向煤體的應力狀態分析可簡化為平面應變問題進行處理，近似地認為煤巖體為各向同性、均質的連續介質，且煤巖體符合理想的彈塑性軟化模型，側向支承壓力力學模型如圖12所示[12]。圖12中，x1為塑性流動區(破碎區)；x2為塑性軟化區(塑性區)；x0為極限平衡區；x3為彈性區；KγH為煤柱與頂板分界面上受到的峰值應力增量；q1為煤柱上方垮落帶巖層載荷。

圖12 寬煤柱側向支承壓力力學模型

半無限體在集中力作用下的應力解答已由彈塑性力學給出，通過疊加原理即可獲得在上覆載荷作用下沿空側煤體任一點M(x，y)處的應力分量[23]。在x=ξ處取微段 dξ，則該微段范圍內微小集中力 dF=qdξ，在M(x，y) 點所引起的應力分量為

(6)

而在分層開采工作面實際生產中，煤柱應力狀態主要分為以下2種形式：

(1)寬煤柱彈性區應力疊加型。

圖13 寬煤柱彈性區應力疊加力學模型

由式(6)得到寬煤柱內任意一點的三向應力表達式為

(7)

(2)窄煤柱峰值應力疊加型。

當x< 2x0時，煤柱兩側峰值應力疊加，此時側向支承應力分布如圖8(b)所示，據此建立窄煤柱峰值應力疊加力學模型如圖14所示，由于窄煤柱處于極限平衡區，因此煤柱內僅受垂直應力影響。

圖14 窄煤柱峰值應力疊加力學模型

同理，由式(6)得到窄煤柱內任意一點的垂直應力表達式為

(8)

其中，k1=(γH-2q1)/x，k2=2(q1-γH-KγH)/x，b1=q1-γH，b2=γH(2K+1)-q1。

式(7)，(8)微積分方程可由Matlab解出，由于最終展開解析式繁長，限于篇幅不予列出。由上述各式可知，煤柱內任意一點應力大小與煤體物理力學性質及賦存條件有關外，主要受煤柱自身尺寸大小、上覆巖層應力集中系數及垮落帶巖層載荷影響。

2.3 煤柱應力分布規律

以煤礦實際生產地質條件進行分析，埋深H為300 m，C為2.45 MPa，φ為28°，巷幫支護強度Px為0.002 MPa，分別代入式(7)，(8)計算得到窄煤柱及寬煤柱不同形態時的應力分布規律。

(1)寬煤柱彈性區疊加型。采用控制變量法，固定q1=1.45 MPa，煤柱高度9.2 m，覆巖應力集中系數取2～8，代入式(7)，由Matlab計算得出y=2時距巷道不同距離煤柱內各點的應力分量隨覆巖應力集中系數K變化的分布曲線，如圖15所示。隨著K增大，寬煤柱內垂直應力與水平應力峰值明顯增大，極限平衡區范圍也有所增大，但變化幅度不大，一般在7～15 m，說明煤巖體圍壓增大后屈服應力也隨之增大，因此煤體塑性破壞區不會增大太多；切應力隨K增大呈先減小后增大，最后趨于平穩的趨勢，當K> 6時，煤體內開始出現拉應力，當K> 8時，0～7 m內均為拉應力，說明此時煤柱幫已失穩，易發生片幫。

圖15 煤柱內應力隨覆巖應力集中系數變化的分布曲線

同樣的，固定q1=1.45 MPa，覆巖應力集中系數為4，煤柱高度取5,7,9,11,13,15 m，代入式(7)計算得出y=2時距巷道不同距離煤柱內各點的應力分量隨煤柱高度變化的分布曲線，如圖16所示。隨著煤柱高度的增大，寬煤柱內垂直應力峰值保持不變，但極限平衡區范圍不斷增大，且煤柱中部的垂直應力也不斷增大，表明寬煤柱中間彈性區應力疊加程度不斷增大；水平應力峰值隨煤柱高度的增加有所增大，但幅度較小，極限平衡區范圍同樣增大，因此，寬煤柱高度越大，煤柱幫破壞范圍越大，煤柱內應力集中程度越大，不利于寬煤柱的穩定。

圖16 煤柱內應力隨煤柱高度變化的分布曲線

(2)窄煤柱峰值應力疊加型。由式(8)可知，窄煤柱內任意一點垂直應力大小與埋深、窄煤柱寬度及高度、上覆巖層應力集中系數及垮落帶巖層載荷影響，其中主要影響因素為窄煤柱尺寸及上覆巖層應力集中系數。

分析窄煤柱內垂直應力隨上覆巖層應力集中系數K的變化規律，K取3～8，由極限平衡區公式選擇窄煤柱寬度為9 m，垮落帶巖層載荷q1為1.45 MPa，代入式(8)，由Matlab計算得到窄煤柱內(y=2)垂直應力隨覆巖應力集中系數變化的分布曲線，如圖17所示。窄煤柱垂直應力隨覆巖應力集中系數增大而增大，窄煤柱兩側邊應力值增幅很小，中部應力值增幅明顯，說明窄煤柱兩側處于破碎狀態，殘余強度較低，而其內部仍有較強承載能力，隨著應力集中程度增大，當中部垂直應力大于煤體極限載荷強度時窄煤柱將失穩。

圖17 窄煤柱垂直應力隨覆巖應力集中系數變化的分布曲線

分析窄煤柱內垂直應力隨煤柱寬度的變化規律，應力集中系數K為4，煤柱高度為9.2 m，垮落帶巖層載荷q1為1.45 MPa，煤柱寬度取3,5,7,9,11,13 m，代入式(8)計算得到窄煤柱內(y=2)垂直應力隨煤柱寬度變化的分布曲線，如圖18所示。窄煤柱中部垂直應力隨煤柱寬度增大而增大，但增長速率逐漸變小，表明窄煤柱寬度達到一閾值后垂直應力不會繼續增大，即窄煤柱的承載能力不會隨煤柱寬度增大而無限增大；相反，窄煤柱兩側垂直應力隨煤柱寬度增大而減小。

圖18 窄煤柱垂直應力隨煤柱寬度變化的分布曲線

分析窄煤柱內垂直應力隨煤柱高度度的變化規律，應力集中系數K為4，煤柱寬度為9 m，垮落帶巖層載荷q1為1.45 MPa，煤柱高度取5,10,15,20,25,30 m，代入式(8)，計算得到窄煤柱內垂直應力隨煤柱高度變化的分布曲線，如圖19所示。窄煤柱中部垂直應力隨煤柱高度增大急劇減小，當窄煤柱高度大于10 m后，中部垂直應力值明顯降低，表明窄煤柱的承載能力較低，極易失穩，在實際生產中需采取一定支護措施提高窄煤柱的穩定性；當窄煤柱高度大于15 m后，煤柱中部與兩側基本處于同一應力值，且大小不斷降低，表明此時的窄煤柱整體已失穩，因此在實際生產中，大于15 m的巨厚煤層分層開采不易留設窄煤柱。

圖19 窄煤柱垂直應力隨煤柱高度變化的分布曲線

2.4 重疊式分層開采煤柱失穩機理

綜合上述分析可知，對于小于15 m的特厚煤層分層開采來說，隨著煤柱高度的增大，底分層工作面按常規留設寬煤柱的方法留設寬度至少大于40 m，煤炭損失太大，相反，窄煤柱不僅煤損小，而且合理寬度的窄煤柱內部依然有較大的殘余強度，具有一定承載能力。圖20為窄煤柱中部垂直應力與覆巖應力集中系數及煤柱高度的關系，窄煤柱中部垂直應力與煤柱高度呈反比關系，與覆巖應力集中系數呈正比關系，在分層開采過程中，煤柱高度雖不斷增大，但覆巖應力集中系數有所增大，因此窄煤柱中部的殘余強度不會太低；同時，隨著煤柱高度的增加，覆巖應力集中系數的影響程度逐步降低，因此，窄煤柱中部殘余強度會隨著分層次數增多而降低。

圖20 窄煤柱中部垂直應力與覆巖應力集中系數及煤柱高度的關系

以老公營子煤礦實際工程背景為例進行分析，隨著工作面分層次數增大，煤柱高度不斷增大，同時根據分層開采覆巖運動規律可知，上覆巖層三帶高度不斷增大，垮落矸石及形成的巖層結構作用到煤柱上，造成應力集中系數增大。根據文獻[24]中分層開采三帶計算方法及現場頂板離層儀觀測可得到各分層工作面三帶高度，結合煤巖賦存條件及物理力學參數代入式(1)，(2)和(5)計算得到覆巖應力集中系數，再代入式(8)得到窄煤柱垂直應力，見表1。可以看出，隨著分層次數增加，9 m窄煤柱中部垂直應力不斷減小，表明其殘余強度逐漸降低，同時工作面多次采動影響造成窄煤柱進一步破壞，其實際的殘余強度會更低，窄煤柱的自穩能力更差，如不采取有效的控制措施，窄煤柱將發生大變形直至完全喪失承載能力。

表1 不同分層窄煤柱垂直應力狀態

3 區段煤柱控制關鍵技術

3.1 合理區段煤柱尺寸留設

合理尺寸的煤柱不僅能最大限度的減小煤炭損失量，而且可以最大限度減小巷道圍巖的維護成本，充分保障工作面的安全高效生產。對于特厚煤層分層開采回采工藝，下分層工作面區段煤柱普遍受到上分層工作面區段煤柱的影響與制約，特別是采用重疊式布置巷道影響更明顯，因此，在設計首分層工作面區段煤柱尺寸時就應充分考慮下分層乃至底分層工作面區段煤柱尺寸的留設。如圖21所示，為重疊式布置時不同分層區段煤柱合理尺寸所示，根據前述理論分析可知，對于小于15 m的特厚煤層，其底分層工作面留設窄煤柱仍適用，但須通過留設合理的煤柱寬度保證窄煤柱內部有較大的殘余強度，因此，重疊式分層開采煤柱尺寸的一般原則為：首分層留設寬煤柱，中、底分層留設窄煤柱。

圖21 重疊式布置不同分層區段煤柱合理尺寸示意

具體思路為：首分層按常規寬煤柱留設方法確定煤柱寬度x′，保證在下區段工作面巷道掘進期間，煤柱中部有2倍采高的彈性核；預算中分層工作面側向支承應力分布范圍，合理的巷道位置應避開支承應力峰值布置到極限平衡區內，并盡可能布置在減壓區或靠近減壓區的位置，同時還須保證中分層下區段工作面回采期間窄煤柱內有較強的殘余應力，自我承載能力較強，據此調節x′，得到新的煤柱寬度為x″；將該窄煤柱寬度x″結合底分層工作面實際地質及技術參數代入式(8)，驗證該寬度下窄煤柱內部殘余強度能否保住窄煤柱具有一定自穩能力，在符和中分層煤柱尺寸留設原則的基礎上，可適當調大窄煤柱寬度到x?，提高底分層區段窄煤柱的承載能力，從而最終得到整個特厚煤層分層開采的統一煤柱尺寸。

以老公營子煤礦實際工程背景為例進行分析，埋深H為300 m，C為2.45 MPa，φ為28°，巷幫支護強度Px為0.002 MPa，首分層采高為3 m，掘巷動載產生的應力集中系數取2.5，彈性核內的側壓系數取0.5，由區段煤柱傳統留設方法，計算得到合理的煤柱寬度為x′=x0+2M+x1=8.279 m。中分層煤柱高度為9 m，計算得到此時的極限平衡范圍為8.497 m，巷道寬度取4 m，此時無法布置在減壓區內，只能增大煤柱寬度使巷道避開支承應力峰值，同時可提高下區段工作面回采期間窄煤柱內的殘余應力，因此調節煤柱寬度為x″=13～15 m，窄煤柱內殘余強度峰值為32.737～35.317 MPa。底分層工作面區段煤柱留設同樣寬度時內部殘余強度峰值為25.391～27.700 MPa。對比表1可知，中、下分層工作面窄煤柱內的殘余強度有所提高，且中分層巷道避開了支承應力峰值區，因此確定老公營子煤礦分層開采工作面合理的煤柱寬度為13～15 m。

3.2 區段煤柱加強支護控制

在留設合理煤柱的基礎上，基于前述分層開采區段煤柱失穩機理分析可知，要實現中、底分層窄煤柱穩定性控制，最重要的是加強支護窄煤柱內部巖體，提高窄煤柱中部的殘余強度，增強自穩能力；其次，須對窄煤柱幫淺部破碎煤體加強支護，特別是梯形巷道窄煤柱幫中下幫及底角處進行加強支護，提高其抗剪切破壞能力，防止在強采動應力下發生失穩[25]；最后，須提高梯形巷道頂板及實體煤幫的承載能力，防止窄煤柱上部高應力向支護薄弱位置轉移，從而降低對窄煤柱幫的影響程度[26]。據此確定了“初次錨桿網及時主動支護+二次工字鋼對棚被動支護及煤柱幫錨索加強支護+三次錨索注漿加強支護”的中、底分層梯形巷道支護措施，施工步驟為:

(1)初始及時支護布置。巷道掘進后進行及時支護，為了使巷道周邊淺部圍巖整體保持一定完整性，須對兩幫及頂板鋪設錨網打錨桿。結合礦方現有支護技術，錨桿采用φ20 mm×2 400 mm高強螺紋鋼錨桿，間排距均為800 mm×800 mm，預緊力距不得低于150 kN·m，使用1卷Z2360和1卷CK2335錨固，靠近底角及頂角的錨桿均傾斜15°，及時支護時不安設錨索，允許圍巖有適量變形，使其先釋放一部分變形能，增大次生裂隙發育程度，為三次支護錨索注漿創造條件。

(2)二次支護布置。在巷道變形速率緩慢期進行高強度大剛度的工字鋼棚式支架二次支護，根據老公營子煤礦現場監測結果，一般滯后掘進工作面20～40 m進行架棚支護。頂板與兩幫各鋪設工字鋼6排，間距500 mm，然后鋪設背板之后進行錨索支護，錨索采用φ22 mm×4 000 mm高強度預應力低松弛鋼絞線，使用300 mm×300 mm×14 mm托盤配合長度為800 mm的工字鋼給與支架一個反作用力，等效在支架處増加了一些節點，有效的提升了金屬支架的承載能力。錨索間排距1 590 mm×2 000 mm，上幫錨索距頂角855 mm，與水平線夾角15°，下幫錨索水平安設，錨索預緊力不得低于120 kN，使用1卷Z2360和1卷CK2335錨固。

(3)三次錨索注漿支護。對于該梯形巷道的地質條件來說，煤層及頂底板巖石強度較低，巷道兩幫將產生較大變形量，僅靠棚式支架無法支撐住，同時頂部圍巖應力施加在頂梁上，而頂梁通過棚腿又傳給底板，在底板不支護的情況下，勢必會出現底臌現象，因此在二次支護后，應進行錨索注漿三次支護。支護時間選在二次支護后巷道兩幫進一步變形壓緊背板后，即剛受采動應力影響后不久，但應趕在工作面超前支承應力影響之前，此時巷道次生裂隙較發育，注漿效果好，且避免了采動影響帶來的兩幫大變形對工字鋼支架的損傷破壞以及底臌，因此超前工作面100～120 m開始注漿支護。在注漿前，要對巷道未噴射混凝土段和噴層開裂處進行噴射混凝土封閉，噴漿所用水泥采用標號 325 礦渣硅酸鹽水泥，混凝土強度為C20。注漿材料選用標號425普通硅酸鹽水泥，水玻璃按1 m3水泥漿需水玻璃量為28.66 L計算，水玻璃密度取1.4 t/m3。在巷道中部鉆孔，鉆孔排距2 000 mm，深孔注漿采用φ21.6 mm×5 000 mm長的注漿錨索，首先將注漿錨索打入圍巖，其后進行深部注漿，一般深孔注漿壓力施工中控制在3～4 MPa，注漿時間約為 20 min，漿液擴散半徑為1.5～2.0 m，注漿進漿量大時，需加大注漿濃度，結束后及時封孔以防漿液泄露。傾斜15°鉆孔可使錨索打到底板，而漿液擴散范圍可擴散到應力集中程度大的下幫和底板部位，通過改善注漿加固區域內圍巖力學參數并增強松散煤體整體性，從而提高窄煤柱內部的殘余強度，使兩幫及底板圍巖從對工字鋼支架的載荷施加體轉變為共同作用的承載體。

綜合上述，得到最終中、底分層開采梯形巷道聯合支護方案如圖22所示。

圖22 中、底分層開采梯形巷道聯合支護方案

4 工程應用

根據表1理論計算所得數據可知，目前老公營子煤礦底分層工作面9 m窄煤柱內垂直應力為18.86 MPa，但進過多次采動影響，實際的殘余強度會比之低很多，因此對于后續未開采的特厚煤層分層工作面建議留設13～15 m的窄煤柱。對Ⅰ05(8)3工作面進行現場工業性試驗，煤柱寬度依然為9 m，采用“及時主動+二次被動+三次關鍵部位錨索注漿加強支護”的圍巖控制方案，選擇軌道平巷進行位移實測，在工作面回采期間，巷道兩幫最大位移量不超過80 mm，且端頭頂板在木支柱支護的條件下最大位移量不超過50 mm，巷道中部未受工作面超前支承應力的影響，整體變形量很小，巷道表面平整，完全不影響工作面正常回采，無需進行返修，支護效果如圖23所示。

5 結 論

(1)特厚煤層中、底分層工作面回采時，巨厚直接頂易形成“低位短懸臂梁、砌體梁及高位彎曲下沉帶”的覆巖結構，各巖體結構載荷向下傳遞造成中、底分層工作面區段煤柱覆巖應力集中程度增大。

(2)寬煤柱內垂直應力與水平應力峰值隨覆巖應力集中系數K增大而增大，煤柱高度對峰值大小影響很小；寬煤柱極限平衡區隨覆巖應力集中系數K及煤柱高度的增大而增大；切應力隨K增大呈先減小后增大，最后趨于平穩的趨勢，當K>6時，煤體內開始出現拉應力，當K> 8時，0～7 m內均為拉應力，煤柱幫失穩。

(3)窄煤柱中部垂直應力峰值隨覆巖應力集中系數K增大而增大，其內部有較強承載能力，隨著應力集中程度增大，當中部垂直應力大于煤體極限載荷強度時窄煤柱將失穩；窄煤柱中部垂直應力隨煤柱寬度增大而增大，但增長速率逐漸變小，表明窄煤柱寬度達到一閾值后垂直應力不會繼續增大。

(4)窄煤柱中部垂直應力隨煤柱高度增大急劇減小，當窄煤柱高度大于10 m后，中部垂直應力值明顯降低，表明窄煤柱的承載能力降低，易失穩，在實際生產中需采取一定支護措施提高窄煤柱的穩定性；當窄煤柱高度大于15 m后，煤柱中部與兩側基本處于同一應力值，且大小不斷降低，表明窄煤柱整體已失穩，因此實際生產中，大于15 m的巨厚煤層開采不易留設窄煤柱。

(5)針對15 m特厚煤層重疊式分層開采，給出中、底分層工作面留設合理區段窄煤柱尺寸的思路，并提出“及時主動+二次被動+三次關鍵部位錨索注漿加強支護”的中、底分層工作面梯形巷道圍巖控制方案，現場應用效果明顯。