采动影响下回采巷道围岩控制技术与区段煤柱尺寸优化

李万名，赵启峰，田 多，师皓宇

(1.开滦(集团)蔚州矿业公司崔家寨矿，河北 蔚县 075700；2.华北科技学院安全工程学院，北京 东燕郊 101601； 3.华北科技学院教务处，北京 东燕郊 101601)

回采巷道支护参数和护巷煤柱的稳定性决定着巷道的维护状况和工作面的推进速度，合理的煤柱尺寸和巷道支护参数不仅可以保证安全高效开采，而且可以减少煤炭资源损失，提高资源回收率[1-2]。崔家寨煤矿自投产以来，上下区段回采巷道之间一直靠经验留设20 m宽的护巷煤柱，在上下区段同时开采情况下，由于受两侧固定支承压力和超前支承压力叠加影响，回采巷道矿压显现异常强烈[3]。在回采期间，巷道断面收缩率达50～65%，至少须对巷道进行一次扩帮、卧底加固围岩，造成巷道维护成本过高。为了合理优化工作面间区段煤柱宽度，同时又有效控制回采巷道围岩变形，需研究护巷煤柱应力分布特征，确定区段煤柱合理宽度以及回采巷道合理支护参数，以实现区段煤柱的合理配置及巷道围岩的稳定性控制。本文将结合崔家寨矿E12505工作面地质特征及开采技术条件，对该工作面动压巷道支护参数进行优化，继而研究区段煤柱的合理宽度，以确保采动影响下回采巷道及区段煤柱围岩稳定。

图1 崔家寨矿E12505工作面位置

1 工作面概况

E12505工作面位于崔家寨矿东二采区，工作面标高853～872 m，平均埋深280 m。工作面走向长628 m，倾斜长150 m，如图1所示。该面所采煤层平均厚度3.0 m，煤层倾角0～11°，平均5.5°。所采5#煤层顶板岩性主要为粘土岩、细砂岩、粉砂岩，直接顶为平均厚度3.06 m的砂质泥岩，老顶为平均厚度5.3 m的细砂岩。底板以砂质泥岩、细砂岩为主，直接底为平均厚度1.0 m的砂质泥岩，老底为平均厚度4.8 m的灰色细砂岩。进风巷、回风巷均沿煤层顶板布置，锚粱网索支护，巷道宽4.6 m，高3.2 m。E12505工作面与其相邻的工作面之间留设20 m宽的区段煤柱，由于E12503工作面的侧向支承压力与E12505工作面的超前支承压力相互叠加，致使两工作面之间的区段煤柱受动压载荷的影响非常强烈，巷道变形也异常显著。

2 采动影响下回采巷道支护方案

2.1 支护参数理论计算

采动影响下回采巷道支护参数的确定是煤矿开采中的一项关键技术，可靠的巷道支护技术是实现矿井安全高产高效的必备条件[4]。根据崔家寨煤矿E12505工作面回采巷道地质条件，本次支护参数设计的思路是：在锚杆支护的基础上，采取小孔径锚索补强支护措施，防止锚固区外围岩离层和塑性区扩展，增强围岩自身承载能力，最终达到控制围岩稳定的目的[5-6]。崔家寨矿E12505工作面动压巷道锚粱网索支护设计主要参数计算如下：

2.1.1 顶板锚杆支护参数

1) 锚杆长度

L=L1+kLp+L2

(1)

式中：k—安全系数，取1.2；L1—锚杆外露长度，取0.1 m；Lp—松动圈厚度，根据E12505工作面上下顺槽现场实测结果，取1.25～1.30 m；L2—锚杆锚入围岩松动圈之外的深度，取0.4 m。经计算L=2.0～2.06 m。根据现场应用实际情况，最终确定顶板锚杆长度L=2.2 m。

2) 锚杆直径。根据锚杆承载能力和锚固力等强度原则确定锚杆直径，计算公式如下：

(2)

式中：d—锚杆直径，mm；Q—锚固力，由拉拔试验确定，一般为70～100 kN；σt—杆体材料抗拉强度，选择左旋无纵筋螺纹钢锚杆，强度取335 MPa。确定选用φ20 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

3) 锚杆间排距。根据锚杆悬吊岩石载荷(G=a2L2γ)等于锚杆的锚固力(Q)来计算锚杆间排距。则

(3)

式中：a—锚杆间距，m；Q—锚杆的锚固力，一般为70～100 kN；K—锚杆安全系数，取K=1.5；γ—岩石平均容重，取25.0 kN/m3；L′—被锚固岩层厚度，取1.7 m。理论计算结合工程类比，确定锚杆间排距900×900 mm。

2.1.2 帮部锚杆支护参数

根据崔家寨矿实际情况，巷道两帮支护采用φ18×2000 mm圆钢锚杆，左右两帮各4根，间排距800×800 mm。

2.1.3 锚索支护参数

为了适应巷道复杂多变的特点，消除施工过程中的事故隐患，避免深部软弱岩层界面产生离层导致顶板下沉和跨落，采用锚索加强支护，发挥其悬吊补强作用，锚索宜锚固在围岩深部较稳定的岩层中，长度按下式计算：

L=La+Lb+Lc+Ld

(4)

式中：L—锚索总长度，m；La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，取2.0 m；Lb—需悬吊的不稳定岩层厚度，取3.06 m；Lc—上托板及锚具的厚度(≥0.1 m)，取0.15 m；Ld—需要外露的张拉长度(≥0.2 m)，取0.25 m。考虑直接顶厚度的不均匀性和施工影响因素，安全系数取1.2，则锚索长度为：L=6.55 m。考虑到实际情况，取锚索长度为6.7 m。

2.1.4 金属网支护参数

金属网可以用来维护锚杆间的围岩，防止松动煤岩块掉落。金属网所能承受松散岩石的载荷与锚杆间距密切相关。根据崔家寨矿工程实际经验，决定采用菱形金属网支护，规格为：7000 mm×1050 mm，使用12#铁丝编织而成。

2.2 支护参数的确定

1) 顶板支护参数：顶板采用φ20×2200 mm左旋无纵筋螺纹钢预应力锚杆，配KT-M5钢带和菱形金属网联合支护。锚杆间排距900×900 mm，其中靠实体煤侧和采空区侧的顶板锚杆倾斜10°布置，其它锚杆垂直顶板布置，采用端头加长锚固。在巷道顶板每隔2排锚杆布置1根锚索，锚索长6.7 m，直径φ=15.24 mm。锚索采用1只K2360和2只Z2360树脂锚固剂。

2) 两帮支护参数：根据崔家寨矿实际情况，巷道两帮支护采用φ18×2000 mm圆钢锚杆，左右两帮各4根，间排距800×800 mm。具体支护参数如图2所示。

图2 E12505工作面回采巷道支护方案设计

3 区段煤柱合理宽度

在理论计算动压回采巷道锚粱网索支护参数的基础上，采用理论推导及数值模拟相结合的研究方法，对E12505工作面采动应力叠加影响下区段煤柱受力状况进行研究，全面考察动压巷道特定支护参数前提下，区段煤柱受采动影响的应力分布特点，为确定合理的煤柱宽度提供参考依据。

3.1 煤柱宽度的理论计算

合理煤柱的留设宽度是煤柱两侧极限平衡区宽度和中心弹性区煤体的临界尺寸之和，每侧极限平衡区的大小与该侧的采动情况密切相关[7-8]。如图3所示，合理的煤柱宽度B为：

B=x1+x2+x3

(5)

式中：x1—上区段工作面(E12503工作面)回采过程中，在煤柱中产生的极限平衡区宽度；x2—锚杆锚入煤柱的深度，由E12505工作面回采巷道掘进时产生的破碎区和塑性区宽度来确定；x3—安全系数，x3=(0.15～0.35)(x1+x2)。

图3 区段煤柱宽度理论计算

3．1.1 上区段工作面开采在煤柱中产生的极限平衡区宽度x1

采空区侧的煤体可对应地分为三个区：破碎区、塑性区、弹性区，破碎区和塑性区称为极限平衡区。在平面应变情况下，取整个处于极限强度范围内煤体作为研究对象，可以求得极限平衡区宽度：

(6)

式中：M—区段平巷高度，m；β—侧压系数，β=μ/(1-μ)，μ为泊松比；φ0—煤体内摩擦角；k—应力集中系数；γ0—岩层平均体积力，kN/m3；H—巷道埋深，m；α—煤层的倾角；C0—煤体粘聚力，MPa；px—上区段平巷支架对下帮的支护阻力(在采空区侧取0)，kN/m。

对于崔家寨矿E12505工作面，取M=3.0 m，β=0.304，μ=0.233,φ0=41.1°，k=2.4，γ0=25 kN/m3，H=280 m，α=5.5°，C0=3.22 MPa。由此求出极限平衡区宽度为：x1=2.56 m。

3.1.2 锚杆锚入煤柱的深度x2

根据前述巷道支护参数理论计算结果，E12505回采巷道两帮支护采用φ18×2000 mm圆钢锚杆，锚杆总长2.0 m，按外露部分0.1 m计算，则锚杆锚入煤体的深度为1.90 m。

3.1.3 安全系数x3

x3=(0.15～0.35)(x1+x2)

=(0.15～0.35)×(2.56+1.90)

=(0.67～1.56)m

3.1.4 合理煤柱宽度：

B=x1+x2+x3

=2.56+1.90+(0.67～1.56)

=(5.13～6.02)m

3.2 煤柱宽度的数值模拟

1) 模拟方案：参照E12505工作面附近的CZ6钻孔柱状建立数值计算模型，采用FLAC3D数值模拟软件，研究不同煤柱宽度情况下煤柱应力分布及巷道围岩变形特征，以求综合分析确定合理煤柱留设宽度[9-10]。基于E12505工作面回采巷道特定的支护参数和煤层开采条件，共设计7个模型，分别模拟煤柱宽度为3 m、5 m、7 m、10 m、15 m、20 m和25 m。三维计算模型如图4所示。

图4 三维计算模型剖面网格图

2) 模拟结果：模拟运算过程中对煤柱应力、巷道围岩变形进行监测。①煤柱应力方面：根据不同宽度的煤柱垂直应力云图可知，煤柱宽度为5 m、7 m时垂直应力变化不大，但煤柱为7 m时，在中央产生一个小的应力核，表明此时煤柱具有一定的承载能力；煤柱宽度为7～15 m时，应力变化较明显；当煤柱宽度继续增大到20 m、25 m时，应力变化趋于平缓。②巷道围岩变形方面：煤柱宽度为3～5 m 时，煤柱处于加速蠕变变形状态，巷道变形破坏严重，难以承受采动应力叠加的影响，锚杆及锚索没有较坚实的着力基础，致使围岩变形破坏严重，巷道维护困难；煤柱宽度为7～10 m情况下，巷道变形在容许的范围内，尽管煤柱有一定程度的破坏，但可以承受动载影响，能够达到安全生产的需要，并且资源利用率较高。基于数值模拟分析确定E12505工作面动压巷道区段煤柱留设宽度为7 m。

3.3 合理煤柱宽度确定

崔家寨矿5#煤层按经验留设的20 m宽的大煤柱有较大富余量，基于上述理论计算和数值模拟分析，确定E12505工作面合理煤柱宽度为6～7 m。

4 煤柱留设及巷道围岩支护效果监测

依据上述研究成果，崔家寨煤矿将后续工作面E13603与其临近的E13601工作面之间的区段煤柱宽度缩减至7 m，为验证煤柱缩小后的围岩稳定性和巷道支护效果，技术人员在E13603工作面回风巷内布置巷道表面位移、深部位移、锚杆受力、顶板离层等观测站，从测点布置完毕即开始每天下井观测记录，直至工作面回采至测点破坏为止，观测期间，工作面共推进115 m，历时56天。其中巷道围岩表面位移监测结果如图5 所示：随着工作面的推进，在距离工作面前方65 m以外，巷道变形量和变形速度均不明显；在距工作面前方35 m以内时，巷道围岩变形增量明显，顶底板最大变形量215 mm，移近速度最大5.8 mm/d，两帮最大变形量185 mm，收敛速度最大4.7 mm/d。由监测数据可知，优化煤柱留设宽度和支护参数后，巷道变形量和变形速度均能控制在允许范围之内，既增强了巷道及煤柱围岩整体承压能力，确保了工作面的安全顺利回采，又节约了煤炭资源，提高了采出率。

图5 E13603回风巷围岩位移曲线

5 结论

1) 根据现场开采条件，采用理论计算和数值模拟手段，研究确定了崔家寨煤矿5#煤层回采巷道合理支护参数和区段煤柱合理宽度(6～7 m)，使煤柱及回采巷道布置在侧向应力降低区，既确保煤柱自身稳定，又使得巷道围岩变形在可控范围内。

2) 针对崔家寨矿压显现特点，在回采巷道采用高强度锚梁网索联合支护及区段煤柱合理留设技术，控制动压巷道围岩变形，具体施工过程中还应加强施工质量监测，确保煤柱尺寸、锚杆、锚索支护强度达到设计要求。

3) 区段煤柱留设应有利于煤柱和回采巷道

围岩稳定。数值模拟结果表明，煤柱较小时，随煤柱宽度增大，巷道围岩变形量减小。煤柱过窄，不但煤柱遭受破坏，而且巷道围岩整体稳定性变差。因此，并不是窄煤柱越小围岩越稳定，窄煤柱宽度有一个合理的值。

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