深埋大采高沿空掘巷窄煤柱留设及围岩控制技术研究

张展华，刘如鹏，张 昆

(陕西黄陵二号煤矿有限公司，陕西 延安 727307)

沿空掘巷是指沿着已稳定的上区段工作面采空区边缘或与采空区之间留设区段煤柱掘进回采巷道的一种巷道施工技术，其凭借高煤炭回采率、低巷道维护费用和可有效隔绝采空区气体等优点，近年来在我国各大矿区得以广泛应用[1 -3]。区段煤柱留设宽度是否合理，是决定沿空掘巷施工效果的关键技术参数之一[4]。若区段煤柱留设宽度较小，煤柱稳定性较差，不足以支撑上覆岩层压力，极易导致煤柱失稳破坏[5]。若区段煤柱留设宽度较大，煤柱自身虽能保持较高的稳定性，却易将回采巷道布置在应力升高区内，导致巷道变形较大，巷道维护成本较高[6]。因此，为确保回采巷道稳定和工作面安全生产，沿空掘巷护巷煤柱合理宽度应使得回采巷道既布置在应力降低区又尽可能提高煤炭回采率。对此，相关学者和专家进行了大量研究，得到了许多有益的研究成果。张玉鹏等[7]通过理论分析和数值模拟研究，确定了南梁煤矿30100辅运顺槽护巷煤柱的合理宽度为5 m。李建波[8]通过对不同煤柱宽度下工作面侧向支承压力分布规律和巷道变形特征的研究，确定了龙王沟煤矿61612主运顺槽护巷煤柱合理宽度为10 m。孙珍平[9]通过分析采空区稳定前后侧向支承压力分布规律，确定了煤柱上方应力降低区范围，并结合理论计算和数值模拟研究结果，确定了同忻矿8305综放工作面小煤柱最大宽度为11.5 m。

黄陵二号煤矿早期区段煤柱按照20 m净煤柱留设满足不了正常的回采需要，于是将煤柱宽度增大至35 m，这样煤柱虽然基本能够满足回采生产需要，但回采巷道变形失修情况还时有发生。且若将目前在采的三盘区的区段煤柱都按照35 m留设，则一个工作面将因此损失煤炭114万t，直接经济损失高达5亿元。因此，为降低工作面煤炭回采率、提高经济效益，对三盘区工作面回采巷道进行窄煤柱沿空掘巷是非常必要的。本文以303辅运顺槽为研究对象，采用理论分析、数值模拟和现场实测的研究方法，确定了303辅运顺槽沿空掘巷护巷窄煤柱的合理宽度，以期为该矿和类似工程条件矿井采用小煤柱沿空掘巷技术提供参考。

黄陵二号煤矿为年产800万t的现代化智能矿井，目前在采2号煤层。2号煤层埋深为490～690 m，平均埋深590 m；
煤层厚度为2.75～5.75 m，平均厚度4.61 m；
煤层倾角为2°～6°，平均倾角4°。303辅运顺槽位于2号煤层三盘区西南部，地面标高为+1 200～+1 440 m，工作面标高为+710～+750 m。303辅运顺槽为矩形巷道，断面尺寸4 600 mm×4 200 mm(宽×高)，设计长度4 012 m，沿2号煤层顶板掘进。303辅运顺槽北为303工作面，南为301工作面采空区。根据303工作面实际揭露顶底板资料，303工作面顶底板情况见表1。

2.1 采动影响下煤柱应力分布特征

区段煤柱的稳定性是影响回采巷道稳定性和支护强度的关键因素，而煤柱宽度是决定区段煤柱稳定性和回采巷道是否布置在应力降低区的重要参数[10 -12]。沿工作面推进方向，工作面前后应力分布与煤体和煤柱的应力分布紧密相连，这是采掘扰动引起的围岩应力重新分布的直接反映[13]。随着工作面的推进，采空区顶板岩层不断发生下沉和破断，顶板岩层重力向工作面附近煤柱转移导致煤柱应力集中程度剧增，进而导致煤柱发生一定范围的塑性破坏。合理的煤柱宽度，在最大可能提高煤炭回采率的同时，又能确保煤柱自身稳定性，满足巷道维护的需要[14 -16]。沿工作面推进方向，采动影响下煤柱弹塑性变形及垂直应力分布特征如图1所示(图中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ分别代表破碎区、塑性区、弹性区和原岩应力区)。

表1 煤层顶底板情况

图1 采动影响下煤柱弹塑性分区及垂直应力分布Fig.1 The elastoplastic partition and vertical stress distribution of coal pillars under the influence of mining

2.2 区段煤柱合理宽度计算

受巷道掘进和上区段工作面回采影响，区段煤柱两侧均存在一定范围的塑性破坏区。而区段煤柱能够保持自身稳定以起到维护巷道作用的必要条件是其内部具有一定宽度的核心承载区。基于双侧塑性区计算法，区段煤柱的合理范围宽度E为[17]

E=k(xp+xs+xh)

(1)

(2)

(3)

xh=0.4(xp+xs)

(4)

式中，k为煤体采动影响因子，与顶板岩层完整性有关，取0.94；
xp为巷道侧煤柱边缘塑性区宽度，m；
煤层开采高度，取3.2 m；
φ为煤体内摩擦角，取36°；
c0为煤体粘聚力，取2 MPa；
Pt为巷道侧支护阻力，取0.5 MPa；
β为侧压系数，取0.4；
σyp为煤柱的极限强度，取10.6 MPa；
Ps为侧向支护阻力，取1.2 MPa；
xs为采空区侧煤柱边缘塑性区宽度，m；
xh为区段煤柱核心承载宽度，m。代入数据可分别求得xs=2.58 m，xp=2.61 m，xh=2.08 m，故煤柱合理范围宽度E=0.94(2.58+2.61+2.08)=6.83 m。由此可见，303辅运顺槽护巷窄煤柱的最小宽度应为7 m。

3.1 数值计算模型

基于303辅运顺槽实际工程地质条件和边界效应，采用FLAC3D数值模拟软件建立了尺寸为200 m×150 m×80 m(长×宽×高)的三维数值计算模型，模型采用摩尔 -库伦准则进行计算。模型边界条件为：底部边界固定垂直方向位移，四周固定水平方向位移，上部施加14.75 MPa的均布载荷(按埋深590 m，岩体平均容重25 kN/m3计算)等效上覆岩层重力。模拟过程中，首先对301工作面进行开挖，待301工作面采空区顶板岩层运动稳定后，分别留设5 m、7 m和14 m宽的区段煤柱后开挖303辅运顺槽，对不同煤柱宽度下巷道围岩垂直应力及塑性区分布特征进行分析。煤岩层力学参数见表2。

表2 煤岩层基本物理力学参数

3.2 巷道围岩垂直应力分布特征

巷道掘进期间，不同煤柱宽度下巷道围岩垂直应力分布特征如图2所示。可知，当煤柱宽度为5 m时，煤柱应力集中区与巷帮距离约为2 m，应力峰值为6.5 MPa；
当煤柱宽度为7 m时，煤柱应力集中区与巷帮距离增大至4 m，应力峰值增大至17.6 MPa；
当煤柱宽度为14 m时，煤柱应力集中区出现在301工作面采空区侧，应力峰值为12.8 MPa。由此可见，随着煤柱宽度的增加，煤柱应力集中区出现的位置逐渐远离巷帮位置，而煤柱应力集中程度却逐渐降低。此外，相较于7 m宽的煤柱，5 m宽的煤柱应力峰值反而显著减小，说明该宽度下的煤柱不足以支撑上覆岩层重力而发生塑性破坏，应力集中区出现位置与巷道较近，导致巷道发生较大的挤压变形。

图2 不同煤柱宽度下巷道围岩垂直应力分布云图Fig.2 Cloud map of vertical stress distribution of roadway surrounding rock under different coal pillar widths

3.3 巷道围岩塑性区分布特征

巷道掘进期间，不同煤柱宽度下巷道围岩塑性区分布特征如图3所示。由图3可知，当煤柱宽度为5 m时，巷道煤柱侧塑性区与上区段采空区侧塑性区贯通，巷道实体煤侧塑性区宽度约为2.5 m，巷道顶板和底板塑性区宽度均约为1.0 m。当煤柱宽度为7 m时，巷道煤柱侧塑性区宽度约为2.0 m，与上区段采空区侧塑性区间存在约2.4 m宽的弹性区，巷道顶板、底板及实体煤侧塑性区宽度与煤柱宽度为5 m时变化不大。当煤柱宽度为14 m时，巷道煤柱侧塑性区宽度约为2.0 m，巷道顶板、底板及实体煤侧塑性区宽度与煤柱宽度为7 m时基本一致。由此可见，煤柱宽度为5 m时，受巷道掘进和上区段工作面回采影响，煤柱整体发生塑性变形，基本丧失对上覆岩层重力的支撑作用。当煤柱宽度增大至7 m时，煤柱内部存在一定范围的弹性核区(核心承载区)，煤柱自身稳定性较好，足以对上覆岩层形成有效支撑，对巷道进行有效维护。当煤柱宽度为14 m时，煤柱内部弹性核区增大至9 m，煤柱强度及完整性显著增强。综合考虑工作面煤炭回采率、巷道支护强度、不同煤柱宽度下巷道围岩垂直应力和塑性区分布特征等因素，确定303辅运顺槽护巷窄煤柱合理宽度为7 m。

4.1 303辅运顺槽支护设计

基于301工作面回采巷道支护参数和沿空掘进巷道的非对称变形特征[18]，提出采用“锚网索带”联合支护方案。顶锚杆选用φ22 mm×2 400 mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×700 mm，每排布置6根，所有顶锚杆均垂直于顶板打设。顶锚索选用φ21.8 mm×6 200 mm的1×7股低松弛高应力钢绞线，间排距为1 600 mm×1 400 mm，采用“二○二”的方式布置。菱形铁丝网规格为5 000 mm×1 000 mm，网孔尺寸为50 mm×50 mm。W钢带规格为4 400 mm×250 mm×5 mm。两侧巷帮锚杆均选用φ22 mm×2 000 mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×700 mm，每排布置6根，上下两肩窝锚杆与巷帮呈75°夹角打设，其余帮锚杆垂直于巷帮打设。菱形铁丝网规格为3 500 mm×1 000 mm，网孔尺寸为50 mm×50 mm。巷帮上部采用2 700 mm圆钢带，下部采用1 900 mm圆钢带。此外，为加强对煤柱侧巷帮围岩控制，垂直于巷帮布置2根φ17.8 mm×4 200 mm的帮锚索，间排距为1 500 mm×1 400 mm。巷道支护断面如图4所示。

图3 不同煤柱宽度下巷道围岩塑性区分布云图Fig.3 Cloud map of plastic zone distribution of roadway surrounding rock under different coal pillar widths

图4 巷道支护断面图Fig.4 Section view of roadway support

4.2 围岩控制效果观测与分析

为评估303辅运顺槽留设7 m宽的护巷窄煤柱沿空掘巷效果，在巷道内分别布置3个测站，测站间距为50 m，对掘进期间巷道表面位移和顶板离层情况进行观测。由于3个测站所观测到的巷道表面位移及顶板离层变化规律基本一致，故以2#测站所观测的数据为例进行分析。303辅运顺槽掘进期间巷道表面位移量和顶板离层量随时间的变化曲线分别如图5和图6所示。

图5 巷道表面位移量变化曲线Fig.5 Variation curve of roadway surface displacement

图6 巷道顶板离层量变化曲线Fig.6 Variation curve of separation amount of roadway roof

由图5和图6可知，在巷道掘进32 d内，巷道表面位移量和顶板离层量均增长较快，而在32 d以后，巷道表面位移量和顶板离层量均趋于稳定。在为期60 d的观测期间内，巷道顶底及两帮相对移近量最大值分别为83.17 mm和176.55 mm，均在允许范围内。巷道顶板锚固区内最大离层量为34.43 mm，锚固区外最大离层量为14.72 mm，累计顶板离层量为49.15 mm，表明顶板采用的“锚网索带”联合支护方案对巷道顶板形成了有效支护，维护了锚固区内顶板围岩稳定，所形成的压力拱结构对顶板深部岩层也起到了有效支撑。综上所述，说明留设7 m宽的窄煤柱和采取的支护方案对巷道围岩控制效果较好。

(1)基于对采动影响下区段煤柱应力分布特征的分析，采用双侧塑性区计算法确定了护巷窄煤柱的合理宽度为7 m。

(2)采用FLAC3D数值模拟软件对比分析了不同煤柱宽度下巷道围岩垂直应力和塑性区分布特征，指出7 m宽的区段煤柱内部存在约2.4 m宽的弹性核区，能够有效支撑上覆岩层重力。

(3)基于沿空巷道非对称变形特征，提出“锚网索带”联合支护方案。现场应用结果表明，掘进60 d内，巷道顶底板及两帮相对移近量最大值分别为83.17 mm和176.55 mm，顶板锚固区内和锚固区外离层量分别为34.43 mm和14.72 mm，说明采用留设7 m宽的区段煤柱沿空掘进并进行支护后，巷道围岩变形得到有效控制。

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