孤岛煤柱内采动作用下大巷围岩变形机理与控制技术

董宗斌

（潞安环能股份公司王庄煤矿，山西省长治市，046031）

孤岛煤柱内采动作用下大巷围岩变形机理与控制技术

董宗斌

（潞安环能股份公司王庄煤矿，山西省长治市，046031）

针对王庄煤矿孤岛煤柱内630运输大巷围岩变形量大、维护难度大的问题，着重分析了工作面动压、孤岛煤柱宽度、巷道支护技术等因素对围岩稳定性的影响，揭示了孤岛煤柱内支承应力呈“前期高强高速扩张、中期稳势缓慢增压、后期持续高强作用”的演化规律，阐明了该类巷道具有来压不均匀、采动帮塑性区向深部扩展诱发顶板失稳的特征。提出了壁后充填碹体增大围岩径向约束力、浅部注浆限制深部围岩位移、锚杆支护调动围岩自承能力的控制技术。现场观测结果表明，630运输大巷经历两侧采空影响后，最大表面位移约64mm，控制效果良好。

孤岛煤柱 采动作用 运输大巷围岩变形 壁后充填 浅部注浆

潞安环能王庄煤矿为解决630水平后期运输问题，延长了630运输大巷的服务时间。由于受工作面接替的限制，630运输大巷后期服务期间将处在受两翼采动影响的孤岛煤柱内，受两翼采动高应力叠加的作用，630运输大巷维护极其困难。长期以来，众多专家、学者对保护煤柱宽度和煤柱稳定机理方面研究较多，而对孤岛煤柱内应力的动态效应以及该动态效应对巷道维护的影响规律研究较少。因此，亟待开展孤岛煤柱内采动作用大巷围岩变形规律及控制技术的研究，揭示孤岛煤柱内大巷的稳定机理。

1 工程背景

王庄煤矿630运输大巷南侧为6112综放工作面，已采空封闭，与630运输大巷之间为36～40m的保护煤柱，北侧为6110综放工作面，留设50m的保护煤柱。3＃煤层平均厚6.5m；直接顶为0.82m的黑色泥岩，质均致密，含少量植物化石；基本顶为11.74m灰白色中砂岩，主要成分为石英、长石钙质胶结，含云母片；直接底为0.82m黑色粉砂岩，质致密均一，厚层块状，含少量白云母片；基本底为2.03m灰色细粒砂岩，成分为长石、石英、云母片。630运输大巷埋深267m，沿底板布置，巷道净宽4.0m，墙高1.9 m，主要采用料石砌碹支护。6112工作面采空覆岩运动趋于稳定后，在侧向高支承应力作用下630运输大巷局部料石崩裂，断面有所收敛，6110工作面回采前需对630运输大巷提前加固，采掘工程平面布置图见图1。

图1 630运输大巷采掘工程平面图

2 630运输大巷围岩变形影响因素分析

围岩应力、围岩强度、支护技术以及三者之间的关系是影响巷道稳定性的主要因素。王庄煤矿630运输大巷前期服务期间未受明显的动压影响，大巷基本能够保证稳定。而后期两侧工作面采空后，孤岛煤柱内的大巷处在采动应力叠加作用下，应力环境恶劣，同时巷道采用砌碹被动支护方式，碹体与围岩未充分接触，易造成局部关键部位变形连带支护整体失效的不利局面。因此，影响630运输大巷后期围岩稳定性的因素主要有工作面动压、孤岛煤柱宽度、巷道支护技术等。

2.1 工作面动压

工作面动压是影响矿山巷道围岩稳定性的主要因素，受邻近回采工作面影响，在各种集中应力作用下，巷道围岩应力再次或多次重新分布，巷道需要较长时间才能重新稳定或难以稳定。特别是位于工作面倾向的巷道，需经历侧向支承压力的全程调整影响，围岩塑性区向深部不断扩展，加剧了浅部围岩残余强度的衰减程度，两帮移近量及顶底板移近量急剧增大。

630运输大巷距6110综放工作面50m，在工作面回采期间，当运输大巷进入采空区范围时，煤柱内的侧向支承压力会随着采空区内直接顶垮落、老顶和关键层断裂而向运输大巷方向转移，其影响距离和传播强度逐渐增大。图2为6110工作面采空后侧向支承应力影响距离与计算时步的关系，由图2可见：工作面采空后前期，侧向支承应力快速向孤岛煤柱深部转移；当计算到6000步时，侧向应力向50m煤柱中的影响距离逐渐稳定于44m。图3为6110工作面采空后侧向支承应力强度与计算时步的关系，由图3可见：工作面采空后前期2000时步内，侧向支承应力峰值以近乎直线速度由8.42MPa递增到23.24MPa；随着计算时步由2000增加到6000，侧向支承应力峰值由23.24 MPa持续缓慢增加到27.07MPa；当计算大于6000时步后，侧向应力峰值逐渐稳定于28.5 MPa。因此，随着6110工作面回采，630运输大巷孤岛煤柱内支承应力呈“前期高强高速扩张、中期稳势缓慢增压、后期持续高强作用”的演化规律，高应力长期作用围岩，巷道维护难度大。

图2 6110工作面侧向支承压力影响距离与计算时步关系

2.2 孤岛煤柱宽度

当煤柱两侧采空进入孤岛煤柱应力环境时，两侧工作面采动分别形成采空区支承应力场和侧向支承应力场，孤岛煤柱上覆岩柱形成自重应力场，各场量彼此叠加，最终趋于稳定，形成孤岛煤柱最终应力分布特征。根据孤岛煤柱宽度不同，其应力曲线可分为“驼峰状”和“马鞍形”。若应力分布呈前者特征，则整个煤柱进入失稳或临界失稳状态，支护作用微弱，难以保证孤岛煤柱内巷道围岩稳定；若呈后者分布特征，则需合理调整巷道位置或煤柱留设，优化巷道围岩应力环境，减小支护难度。

图3 6110工作面侧向支承应力传播强度与计算时步关系

图4为630运输大巷两侧工作面均采空后，不同孤岛煤柱宽度下垂直应力分布规律，由图4可见：随着煤柱宽度增大，煤柱内垂直应力峰值逐渐减小，煤柱宽40m时，垂直应力峰值约为34.5MPa，煤柱宽100m时，垂直应力峰值减小为20.94MPa；煤柱宽40m、60m时，孤岛煤柱中部支承应力非常高，最小值分别为16.59MPa、8.23MPa；随着煤柱宽度增大，中部稳定应力区域范围逐渐增大，煤柱宽80m时，低应力区域约10m，宽度增大到100 m和120m时，低应力区域分别显著增大到20m、40m。

图4 630运输大巷孤岛煤柱宽度与垂直应力分布规律的关系

2.3 支护技术

630运输大巷大部分采用砌碹支护，支护体壁后不合理接触，致使支护体与围岩间存在空隙，支护体受力不均匀，同时，两侧采空后，孤岛煤柱和运输大巷围岩应力重新调整，使巷道轴向和径向应力场、位移场不均匀分布造成各种局部支护破坏，虽整体支护强度较大却控制效果不甚理想。

2.4 630运输大巷围岩变形机理分析

图5为6110工作面采空覆岩趋于稳定后，630运输大巷围岩垂直应力等值线图。从图5中可以看出：由于6112采空区侧煤柱宽度较小（左侧36～40m），浅部2m处围岩应力值最大，约为13.5 MPa；6110工作面侧（右侧）煤柱浅部2m处围岩应力值次之，约为11.5MPa；顶板浅部围岩应力值略高于底板。即围岩应力呈不均匀分布，两帮治理难于顶底维护。

图6为两侧工作面采空应力调整趋于稳定后，630运输大巷围岩塑性区分布图，从图6中可以看出：6112采空区侧煤帮（左帮）约3m范围围岩整体进入塑性区；6110工作面侧煤帮（右帮）浅部及直墙上部围岩进入塑性状态，直墙上部最大分布深度约2m；顶板塑性区呈“梯形”分布，最大深度1.5m；底板几乎无塑性状态围岩。塑性区与垂直应力等值线分布基本趋于一致，围岩变形存在关键部位。

从上述分析可知，孤岛煤柱内630运输大巷围岩帮顶整体来压，呈不均匀性分布，左帮略高，顶板右帮相差不大，底板4m范围内应力较低。在此应力分布规律影响下，围岩变形机理为左帮围岩变形破坏深度大，诱发顶板和右帮肩角围岩位移，底板较稳定。

3 630运输大巷围岩控制技术

砌碹支护体为围岩局部接触时，围岩变形沿巷道轴向常表现为随机波动性，各段支护体独立作用，形成了某段砌碹支护体集中受力而失稳，这种局部破坏往往是整个巷道失稳的主要原因。630运输大巷围岩应力环境恶劣，虽应力分布及变形破坏存在关键部位，但大巷服务期限长，断面要求较高，因此统一以关键变形部位的支护强度控制围岩变形。即壁后充填技术充分发挥碹体支护强度，同时采用锚注联合支护技术，发挥围岩自承能力，控制围岩整体变形。

图7 壁后充填孔布置图

3.1 壁后充填

充填材料为ZKD高水速凝材料，充填孔排距2m，孔深600mm，孔径42mm。两直墙各施工2个钻孔：第一个充填孔距底板800mm呈下扎20°施工；第二个充填孔垂直于直墙施工在拱基线处。半圆拱共4个充填孔（不包括拱基线的两个钻孔），孔间距1250mm，钻孔沿半圆拱径向施工。壁后充填孔布置如图7所示。

3.2 浅部注浆

注浆材料为高水速凝材料，浆液的水灰比1.5∶1，注浆压力为2～3MPa，浆孔排距为2.0m，孔深3m，孔径42mm，两帮下部注浆孔下扎20°，注浆孔布置如图8所示。

3.3 锚杆支护

采用规格为ø22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆及规格为150mm×150mm×10mm的碟形托盘，配套使用高强螺帽、减磨垫圈、金属垫圈、半球形垫圈。锚索规格为ø18.9mm×7000mm，配套使用高强蝶形锚索托盘，托盘规格250mm×250mm×12mm。锚杆采用一支K2350和一支Z2350树脂药卷加长锚固，锚索采用一支K2350和两支Z2350树脂药卷加长锚固，锚杆预紧力约80kN，锚索预紧力不小于200kN。

两直墙支护参数：每排3根锚杆，锚杆间排距850mm×800mm，底角锚杆下扎20°施工。半圆拱支护参数：每排6根锚杆（不包括拱基线的两根），锚杆间排距900mm×800mm，锚杆均垂直于半圆拱施工；每排3根锚索，锚索支护间排距1400mm×800mm，锚索均垂直于半圆拱施工。巷道锚杆支护布置如图9所示。3.4 630运输大巷控制效果分析

图10为采动影响后，采用砌碹壁后充填、锚注联合支护技术的630运输大巷围岩表面位移曲线，图中X轴表示6110工作面推过测点的天数，Y轴表示630运输大巷围岩位移量。巷道表面位移测量包括两帮收敛、顶底板移近等。观测结果揭示：砌碹壁后充填、锚注联合支护后，630运输大巷围岩应力调整时间约为20d；630运输大巷顶底板和两帮移近总量分别为40mm、64mm，联合支护效果显著，围岩稳定状况良好。

图10 6110采动影响后630运输大巷表面位移曲线

4 结论

（1）分析了工作面动压、孤岛煤柱宽度、巷道支护技术等因素对孤岛煤柱内采动作用大巷围岩稳定的影响规律，并进一步揭示了孤岛煤柱内支承应力呈“前期高强高速扩张、中期稳势缓慢增压、后期持续高强作用”的演化特征。

（2）研究了孤岛煤柱内采动作用大巷围岩变形破坏机理，揭示了该类巷道具有来压不均匀、采动帮塑性区向深部扩展诱发顶板失稳的特征。

（3）结合孤岛煤柱应力演化规律和630运输大巷围岩变形破坏机理，提出了壁后充填碹体增大围岩径向约束力、浅部注浆限制深部围岩位移、锚杆支护调动围岩自承能力的控制技术，矿压观测结果表明控制效果良好。

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The surrounding rock deformation mechanism and control technology of roadway in isolated coal pillar affected by mining

Dong Zongbin
（Wangzhuang Coal Mine，Lu＇an Environmental Energy Development Co.，Ltd.，Changzhi，Shanxi 046031，China）

For the problems of the big deformation of surrounding rock and hard maintenance of 630belt roadway in isolated coal pillar in Wangzhuang Coal Mine，it analyzed the impacts on the surrounding rock stability by the working face dynamic pressure，on the isolated pillar width and on the roadway support technology，etc.，it revealed the evolutional rule of bearing stress in isolated coal pillar：＇high－strength and high－speed expansion in early period，and the slow pressurization in medium－term and continued high strength in late period，it illustrated that this kind of roadway has the features of uneven pressuring and plastic zone in the mining side extending to the deep and inducing the roof instability.it proposed the control technologies of back wall filling to enlarge the surrounding rock radial constraint force，and the shallow grouting to limit the deep surrounding rock displacement and the anchor support to mobilize the surrounding rock self bearing capacity.Field observations show that after the 630belt roadway experienced the effect of both sides mining，the maximum surface displacement is about 64mm，and the control effect is good.

isolated coal pillar，main haulage roadway，mining effect，back wall filling，surrounding rock deformation，shallow grouting

TD322

A

董宗斌（1965－），男，河南信阳人，高级工程师，从事煤矿生产技术工作。

（责任编辑 张毅玲）