窄煤柱沿空掘巷技術關鍵參數研究與應用

曹海彬

(山西潞安化工集團蒲縣開拓煤業公司，山西 蒲縣 041206)

1 工程概況

山西潞安集團蒲縣開拓煤業有限公司礦井，地處蒲縣喬家灣鄉井上村一帶，行政區劃屬喬家灣鄉管轄，距蒲縣縣城23 km.開拓煤業為生產礦井，現階段正開采3號煤層，煤層厚度1.15～2.60 m，平均1.93 m；屬穩定可采煤層。根據采掘巷道的揭露情況，煤層頂板多為泥巖，局部為粉砂巖，底板多為泥巖、炭質泥巖，巷道均沿3號煤層底板布置。現階段在3號煤層一采區布置有一個回采工作面和兩個掘進工作面。回采工作面為3107綜采工作面，掘進工作面為3109回風巷掘進工作面和3109進風巷掘進工作面。工作面采掘巷道布置詳情如圖1所示。

圖1 3109工作面采掘工程平面圖

2 維護狀況

開拓煤業3號煤層原沿空巷道，支護方式為錨桿+鋼筋網+錨索+W鋼帶支護。巷道錨桿主要參數為：桿體直徑20 mm，桿體長度2.4 m，間距為0.9 m，排距為01.0 m，錨索直徑18.9 mm，長度8.5 m，間距1.8 m，排距3.0 m.以3107進風巷為例，與采空區之間留設15 m煤柱掘巷。由于未合理回避礦山壓力，導致沿空巷道變形嚴重，服務期間需多次返修，嚴重制約工作面安全高效生產。

3 煤柱合理寬度綜合研究

3.1 支承壓力峰值點位置

依據統計擬合公式計算支承壓力峰值點距煤幫的距離B為[1]：

B=15-0.475f0-0.16Rc-0.2α+1.6m+1.7×10-3H

(1)

式中：f0為煤層硬度系數，取2；Rc為頂板巖石單向抗壓強度，35 MPa；α為煤層傾角，取8°；m為采高，1.93 m；H為煤層深度，取515 m.

將各參數代入上式算得B=12.8 m，即支承壓力峰值點距煤壁12.8 m.

3.2 應力降低區寬度

工作面回采后，在工作面推進方向一側采空區邊緣煤層內，將形成破裂區、塑性區、彈性區和原巖應力區，基于極限平衡理論推導，采空區側煤體內塑性破壞深度x0為[2]：

(2)

式中：m為工作面采高，取1.93 m；γ為上覆平均巖層重力密度，取0.025 MN/m3；A為側壓系數，取1.5；H為巷道埋深，取515 m；φ0為煤體內摩擦角，取30°；C為煤層界面黏聚力，取0.5 MPa；K為應力集中系數，取2.0；P為鄰近工作面巷道煤柱幫支護強度，取0.07 MPa(錨桿支護)。

將以上參數代入式(2)，計算得x0=12.1 m，考慮沿空掘巷寬度為4.6 m，則合理的煤柱寬度不應大于12.1-4.6=7.5 m.

3.3 巷道圍巖“應力-強度”雙因素協同

巷道圍巖控制效果是應力、圍巖強度和支護三者共同作用的結果。采空區側向煤體存在應力降低區，這是沿空掘巷得以實施的基礎環境。但是與之相對應的，應力降低區內煤體次生裂隙發育，強度損傷嚴重。而隨著深部煤體應力增高，其次生裂隙密度逐漸降低，強度損傷程度緩解。不可追求過度低值應力，否則難以保證巷道圍巖變形可控。

如圖2所示，煤柱寬度選擇在陰影部分，既使巷道位于低值應力區，又保留了相對低損傷煤體護幫成巷。根據前述計算，煤柱尺寸應控制在4～7.5 m之間。

圖2 采空區側向煤體應力與裂隙度關系

3.4 有效錨固體寬度

小煤柱兩側邊緣易松散破碎，需雙向對錨后對其形成三向約束維持承載性能。煤柱尺寸應以能實現雙向對錨為基準。上個工作面巷道煤幫采用D20 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿支護，工作面回采結束后煤幫不可退錨。3109工作面沿空掘巷一側應采取規格不低于D22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿支護，加大承載圈厚度，在煤柱中部形成承載核區。據此，小煤柱寬度應設置為5～6 m.

3.5 寬高比優化

根據已有工程案例[3-4]，煤柱的寬高比大于0.8時有助于承壓期間姿態穩定。由此確定煤柱寬度應大于2.6 m.

3.6 煤柱寬度確定結論

總結上述煤柱寬度確定結果如圖3所示，由各項確定方法的交集得到最佳煤柱寬度為5～6 m.小煤柱最優尺寸的選擇應遵循以下原則：①煤柱及沿空巷道應力集中程度低；②煤柱幫錨桿能夠錨桿在較穩定巖體內；③保證巷道圍巖變形在合理范圍內；④煤柱能夠起到隔離采空區的效果；⑤盡量多的回采煤炭資源。綜合考慮以上原則，結合數值模擬及理論計算結果，確定最優煤柱寬度為6.0 m.

圖3 小煤柱寬度的選擇范圍

4 沿空巷道支護技術設計

4.1 沿空巷道圍巖“卸壓-錨固”一體化協同控制技術

工作面回采后，沿空巷道頂板將形成圖4所示結構，頂板“大結構”主動卸壓控制，通過窄煤柱幫的高強支護，促使堅硬頂板沿此位置斷裂，并以斷裂線延伸方向引導老頂以上其它巖層斷裂。主動卸壓不僅轉移了頂板斷裂位置，也縮短了沿空巷道的擾動周期，改善了應力環境，還避免了巷道圍巖直接承受老頂的“給定變形”造成壓裂破壞的問題。

圖4 沿空巷道圍巖“卸壓-錨固”一體化協同控制技術

巷道“小結構”主動錨固控制，在卸壓結構的掩護下，于采空區側向擾動區內構建相對穩定的錨固圈層，進一步降低圍巖變形量。由于次生裂隙大量發育，錨固應以短錨桿構建基礎承載圈，并以長錨索構建厚層強化圈，既防淺表裂隙導通松碎破壞，又防基礎圈層整體失穩。頂板卸壓為巷道錨固提供了良好的應力壞境，維持了采動巖體高效錨固性能，巷道錨固保障圍巖結構穩定，進一步強化了卸壓的效果。

支護長度優化，促進錨桿、錨索高效耦合承載。當錨固長度一定時，錨桿和錨索的軸向敏感度(反應抑制變形的能力)隨著桿體長度的增加而降低，因此若錨索長度過長則支護效率下降。而與之對應，承載層厚度隨著錨桿長度的降低而降低，若錨桿長度過短則錨固層厚度不足。通過加大錨桿長度、縮短錨索長度，形成長短組合間隔支護，促進錨桿和錨索高效協調承載，既能保證錨固層的厚度，又能維持桿體的高敏感度。

4.2 柔性錨桿支護方案

1) 頂板支護：① 柔性錨桿：頂板每排采用5根D21.8 mm×4 300 mm柔性錨桿壓鋼筋網支護，間排距為950 mm×1 200 mm；每根柔性錨桿搭配2節MSCK2370型樹脂藥卷；使用D28 mm鉆頭，外露長度150～300 mm；預緊力不小于200 kN.②錨索：每隔兩排柔性錨桿補充2根D21.8 mm×6 300 mm錨索支護，間排距為2 850 mm×2 400 mm;每根錨索搭配1節MSCK2370型、2節MSK2370型樹脂藥卷；錨索預緊力不小于250 kN.③ 網片:頂板鋼筋網規格為D6.5 mm×4 600 mm×1 300 mm(網孔100 mm×100 mm).

2) 煤幫支護：① 螺紋鋼錨桿(配M3鋼帶、M3托盤)：幫部每排布置4根D22 mm×2 600 mm左旋螺紋鋼錨桿(屈服強度為500 MPa)，間距不一，排距1 200 mm，上部3根錨桿配M3托盤壓M3鋼帶支護，底部1根為單體支護。每根錨桿搭配2節MSCK2370型樹脂藥卷；螺紋鋼錨桿預緊力矩不小于300 N·m.② 網片：幫部縱向鋪設1片金屬菱形網，規格為3 200 mm×1 300 mm.支護布置圖如圖5所示。

5 沿空掘巷支護技術應用效果分析

3109工作面掘進留設6 m小煤柱，采用上述支護方案掘進期間，采用十字斷面法布置測點，測站布置于自迎頭0～160 m范圍，觀測工作與掘進工作同步進行，并及時進行觀測。在掘進期間，測站多次受巷內施工影響，遭到破壞后，在原有測站的基礎上重新調整繼續觀測。工作面回采期間同樣布置測點監測巷道表面位移情況，監測結果整理后如圖6所示，沿空巷道掘巷期間，成巷60 d內，表面位移量呈增長趨勢，60 d后表面變形基本不再增大，頂底板移近量穩定在147 mm左右，實體煤幫內移量穩定在132 mm左右，煤柱幫內移量穩定在126 mm左右，圍巖穩定性良好。工作面回采期間，至工作面回采到測點位置，頂底板移近量最大值為365 mm，煤柱幫內移量最大值316 mm，工作面一側煤幫內移量286 mm，巷道圍巖整體穩定性良好，巷道斷面輕微收縮，能夠滿足正常使用的要求。

6 結 語

根據開拓煤業10-1002工作面具體的地質條件，通過理論計算及數值模擬分析得知，10-1002工作面采用留小煤柱沿空留巷煤柱寬度為6 m較合理，10-1002運輸巷采用“錨桿(索)+W型鋼帶+注漿”支護方式，現場應用后進行圍巖位移量觀測，10-1002運輸巷掘進期間，頂底板移進量最大值為300 mm，實體煤側最大變形量為273 mm，煤柱側最大變形量為249 mm.10-1002工作回采期間，超前支承壓力影響范圍約為80 m，巷道頂底板最大移進量為376 mm，實體煤側最大位移量為270 mm，煤柱側最大位移量為299 mm.通過注漿加固有效的改善了煤柱的力學特征，取得了很好的支護效果。