淺埋深軟巖中厚煤層小煤柱寬度留設及支護技術研究

羅新旗

(內蒙古同煤鄂爾多斯礦業投資有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

煤柱留設是我國煤礦中常用的護巷方法，護巷煤柱寬度過大會造成煤炭資源浪費，護巷煤柱過小則不能起到保證巷道穩定的作用。隨著開采煤層厚度的增加，大煤柱造成的資源浪費現象特別嚴重，但小煤柱留設又會帶來巷道設計、支護以及維護等一系列難題。

為此，國內外眾多學者對于在小煤柱下的巷道支護進行了大量研究。汪占領等[1]分析了近距離煤層開采巷道布置的合理性，揭示了巷道布置與煤柱寬度藕合關系。趙明洲等[2]針對大厚度薄層復合頂板煤巷劇烈變形問題，提出了“高強聯合支護技術”。諸多研究者多基于留設煤柱的穩定性，對區段煤柱留設尺寸的問題進行了詳細的研究與探討，并取得了一定的研究成果，但針對淺埋深軟巖中厚煤層綜采工作面區段煤柱合理尺寸留設的問題卻鮮有研究。

以往色連煤礦煤柱留設20 m大煤柱，雖然沒有明顯的強礦壓現象發生，但回采巷道實質上處于應力升高區范圍內。隨著開采強度的增加，同樣存在著礦壓顯現的安全風險。同時，大煤柱帶來的資源浪費現象十分嚴重。因此，擬計劃在2-2上8110工作面實施小煤柱沿空掘巷技術，在提高煤炭資源回收率的同時，進一步改善巷道所處的應力環境，確保工作面的安全生產。

1 工程概況

色連煤礦井田面積35.74 km2，共有可采煤層9層，主采煤層5層，屬侏羅紀煤層，以不粘煤為主，長焰煤次之。礦井核準生產能力500萬t/a，服務年限43 a。開拓方式為斜井、立井混合開拓，采用中央并列式通風系統，機械抽出式通風方法。礦井瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井，煤層自燃傾向性屬I級容易自燃煤層，水文地質條件為中等。

2-2上8110工作面平均厚2.5 m，傾角2.5°，平均埋深142.2 m，煤層普氏系數為3～4，頂底板巖性均為砂質泥巖或泥巖類軟弱巖層，抗壓強度為20 MPa，普氏系數一般為2～3，均屬于軟巖。相鄰8111工作面于2021年4月份回采完畢，各巷道掘進區域內上下層均無小窯和其他開采礦井。擬實施小煤柱巷道為5110巷，該巷道設計長度1 067 m，設計斷面5.1 m×3.3 m。位置如圖1所示。

2 煤柱合理尺寸研究

2.1 側向應力降低區的理論分析

分析綜采工作面側向支承壓力演化規律可知，三角滑移區破斷前期全部荷載需要側向煤柱承擔，破斷后穩定接觸以上的塊體自身及上覆荷載也不需要完全由其下部巖層承擔，即只有一部分荷載傳遞至下方煤柱，因此三角區域破斷前后作用在煤柱上力的減小是側向支承壓力降低的根本原因。根據彈塑性力學理論[3]，結合礦井實際條件，推導出側向支承壓力降低區范圍(塑性區寬度)為：

(1)

式中：M為煤層開采厚度，m；β為側壓系數；φ0為煤層界面內的內摩擦角，取28°；C0為煤層界面中的黏聚力，取2MPa；Px為采空區對煤柱的側向約束力，取0。

(2)

式中：β為側壓系數；σ為最大或最小水平主應力，σH或σh，MPa；σv為垂直應力，MPa。

根據以往研究中側壓系數變化范圍[3]及色連煤礦所做地質力學測試進行推斷，5110巷道附近側壓系數的取值范圍應為0.7～1.0。

可計算不同側壓系數下煤厚分別為1～5 m時的應力降低區范圍，如圖2所示。

圖2 不同開采厚度時側向支承應力降低區距離

從圖2可以看出，在側壓系數一定的情況下，隨著煤層開采厚度的增大，應力降低區的范圍增大。當β=0.7時，開采厚度分別為1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m時的應力降低區范圍分別為8.6 m、9 m、9.4 m、9.8 m、10.2 m、10.6 m、11 m、11.4 m；當β=1.0時，開采厚度分別為1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m時的應力降低區范圍分別為9.2 m、10 m、10.8 m、11.6 m、12.4 m、13.2 m、14 m、14.8 m。隨著采厚的增大，側向支承壓力的峰值向煤體深部轉移。由于工作面煤厚平均為2.5 m，結合理論計算可以看出，平均應力降低區范圍為9.2～10.4 m。

2.2 軟巖巷道應力環境數值模擬分析

根據工作面鉆孔柱狀圖，通過有限差分法的FLAC3D數值模擬軟件，按照色連煤礦的物理力學參數建立了數值模擬模型[4]。沿8111工作面右側煤層頂板設置一條監測線用以監測在工作面采空后側向支承壓力的大小。

首先對8111工作面進行回采，待工作面穩定后記錄采空區右側的側向支承壓力數值。工作面回采穩定后的垂直應力云圖如圖3所示，垂直位移云圖如圖4所示。

圖3 垂直應力分布云圖

圖4 垂直位移分布云圖

可以看出，在模型計算平衡之后，由于采高較小，且煤層頂板較為軟弱，在采空區兩側并沒有明顯的應力集中現象，可以推斷側向支承壓力的變化比較平緩。通過監測數據可以得到側向支承壓力分布曲線。8111工作面采空區穩定后側向支承應力分布圖如圖5所示。

由圖5可以得出，2-2上煤層原巖應力約為5.2 MPa，而在8111工作面采空區穩定后所產生的應力降低區范圍為10 m。在離開應力降低區范圍后，應力曲線變化較為平緩。應力峰值大小為7.27 MPa，應力集中系數為1.4。這是由于2-2上煤層頂板向上短距離內沒有出現較為堅硬的關鍵層。因此，應力分布較為均勻，應力升高區范圍隨之增大，但整體影響程度不高。

圖5 采空區穩定后側向支承應力分布圖

綜上所述，通過理論計算得到的采空區側向支承壓力的應力降低區范圍約為9.2～10.4 m，而數值模擬計算得到的側向支承壓力應力降低區范圍為10 m。因此，有理由認為，8111采空區穩定后應力降低區寬度約為10 m。

2.3 合理煤柱寬度的初步確定

采空區穩定后應力降低區寬度約為10 m，考慮5110巷設計寬度為5.1 m，為使得沿空掘巷巷道處于應力降低區內，盡可能地提高煤炭資源回收率，同時確保小煤柱具有良好的隔絕采空區作用，所以初步確定煤柱寬度為5 m。

3 5110巷支護設計

根據周邊礦井小煤柱支護情況和理論分析，既保證圍巖整體有足夠的支護強度和剛度、薄弱部位重點控制，又遵循控制效果和經濟成本的合理平衡，制定了如下礦井小煤柱支護設計方案：

3.1 頂板支護

錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿(D20 mm×2 400 mm)，屈服強度不低于335 MPa。每排6根加W型鋼帶，距巷道兩幫300 mm各打1根錨桿，錨桿與水平面夾角75°，其它各排錨桿排距1 000 mm，間距900 mm，錨桿D20 mm、L=2 400 mm，垂直頂板，錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm的蝶形托盤。W型鋼帶及鋼筋網護表，W型鋼帶為4 800 mm×280 mm×3.75 mm的W型鋼帶。

在兩排錨桿中間布置1排錨索，錨索排距2 000 mm，間距2 000 mm，為D17.8 mm-1×7-6 300 mm鋼絞線，與頂板垂直，托盤為220 mm×200 mm×12 mm的異型托板，錨索吊JW鋼帶及鋼筋網護表，JW鋼帶為4 400 mm×330 mm×6 mm，鋼筋網為100 mm×100 mm的D6 mm鋼筋網。

兩腮布置角錨索，角錨索不與錨索同排布置，角錨索排距2 000 mm，為D17.8 mm-1×7-4 300 mm鋼絞線，與水平成45°夾角，角錨索吊600 mm短節工字鋼。

3.2 采煤幫支護

錨桿采用全螺紋玻璃鋼錨桿。玻璃鋼錨桿為MGSL20/2400F，錨固力不低于70 kN，預緊力矩不低于60 N·m，托盤承載力不低于70 kN。距巷道頂300 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向上偏)，距巷道底1 000 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向下偏)，網片采用阻燃塑料網，網孔為45 mm×45 mm，搭接不少于100 mm，用雙股14號鉛絲每200 mm綁扎一道，呈兩排三花布置，綁扎扣不少于3圈。

3.3 煤柱幫支護

錨桿為左旋無縱筋螺紋鋼錨桿(D20 mm-2 400 mm)，錨桿排距1 000 mm，間距100 mm，錨桿D20 mm，桿長L=2 400 mm，錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm的蝶形托盤。距巷道頂300 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向上偏)，距巷道底100 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向下偏)，其余錨桿垂直巷幫。W型鋼護板及鋼筋網護表，W型鋼護板為450 mm×280 mm×4.75 mm，鋼筋網為100 mm×100 mm的D6 mm鋼筋網。

3.4 錨固長度及預緊力

錨桿錨固采用加長錨固[5]，采用兩支樹脂藥卷，1支為MSK2335，1支為MSZ2360，預緊力矩不小于200 N·m，錨固力要求不低于105 kN；錨索采用端頭錨固，采用3支樹脂藥卷，1支MSK2335，2支為MSZ2360，藥卷從上到下先快速，后中速。要求錨索預應力不低于180 kN，錨固力不低于320 kN(破斷力的90%)。錨桿錨固長度900 mm，錨索錨固長度1 500 mm。巷道支護圖如圖6所示。

圖6 5110巷支護圖(mm)

4 現場支護效果分析

在5110巷掘進期間，安裝測站對回采過程中巷道頂板沉降量及兩幫收斂量進行監測，處理監測數據后得到巷道頂板及兩幫位移變化規律，見圖7。

圖7 巷道頂板沉降量及兩幫收斂量變化規律

在回采初期，受采動影響較大，巷道頂板沉降量及兩幫收斂量變形速率較大；30 d后，變形速率減小，變形量基本穩定。監測過程中，頂板最大沉降量為19.7 mm，兩幫最大收斂量為26.2 mm，皆控制在安全值內，證明采用該錨桿錨索加JW鋼帶聯合支護方案有效維持了巷道中圍巖的穩定。

5 結 語

1) 基于淺埋深中厚煤層開采地質條件，采用理論計算和數值模擬的方法，確定了5110沿空掘巷護巷煤柱的合理寬度為5 m。

2) 根據色連煤礦2-2上5110巷道實際地質情況，確定錨桿錨索加JW鋼帶聯合支護適用于其巷道維持穩定，配合采用金屬網對較破碎的直接頂進行護表，采煤幫采用玻璃鋼錨桿加阻燃塑料網護幫，煤柱幫采用錨桿和W鋼護板加金屬網護幫，部分破碎嚴重的頂角部位采用噴漿護幫。

3) 5110軟巖煤巷回采期間圍巖位移監測結果表明，頂底板移近量最大值約為19.7 mm，兩幫移近量最大值約為26.2 mm，位移量有效地控制在合理的范圍內，取得了良好的效果，對于類似地質條件下巷道圍巖控制有一定推廣應用價值。