孤岛工作面小煤柱合理尺寸与支护研究

仝 峰，张召千，谷 恺，景康飞

(太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024)

孤岛工作面小煤柱合理尺寸与支护研究

仝 峰，张召千，谷 恺，景康飞

(太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024)

针对特殊的孤岛工作面伴随冲击地压现象的煤柱留设及巷道支护问题，对工作面上覆岩层“T”型结构稳定性特征进行了分析，计算出小煤柱理论最小宽度。运用UDEC数值模拟比较了留设不同煤柱尺寸下采场围岩的稳定性，并对30222工作面回采巷道进行锚喷注浆支护。研究表明：“T”型结构的稳定性决定了小煤柱尺寸的留设，留设不同宽度煤柱时，采场矿山压力显现有较明显的差异。针对30222孤岛工作面，留设7m宽度的小煤柱时，矿山压力显现相对较缓和，锚喷支护后，护巷煤柱和回采巷道顶底板的相对变形量均较小，效果明显。

孤岛工作面；沿空巷道；“T”型结构；小煤柱；锚喷支护

RationalDimensionofSmallCoal-pillarandSupportinginMiningFaceSurroundedbyGobs

煤柱是回采巷道围岩的重要组成部分，煤柱留设宽度直接影响着巷道围岩控制成本和矿区煤炭资源采出率[1]。三元小常煤业3号煤层综放工作面区段煤柱留设在15～30m不等时，区段回采巷道在掘进阶段矿压显现剧烈，部分地段锚杆托板压裂、压坏，锚固失效，需二次维护。为此采取较小宽度护巷煤柱。且留设小煤柱有利于充分发挥锚杆支护技术的作用，促使锚杆-围岩共同体的形成，符合锚杆支护技术的要求。

1 30222孤岛工作面地质概况

30222采煤工作面北邻30223采空区，南邻30221采空区，西为实体煤，东接302采区胶带下山，井下标高450～530m。30222采煤工作面走向长度1545m，倾向长176.5m(煤柱留设前)，可采储量1.88Mt。30222所采3号煤层位于山西组中下部，煤层厚度4.73～8.44m，平均6.82m。该煤层结构简单—复杂，f=1.5。顶板为砂质泥岩、泥岩，局部为粗粒砂岩，f=3；底板为砂质泥岩、泥岩，f=3。试验测得该矿480m外，σv=11.7MPa，σμ=13.1MPa，σh=7.1MPa，最大水平主应力方向N47°E。通过对302采区轨道下山顶板进行钻孔窥视以及综合整个矿区的地质特征绘制出30222工作面地质综合柱状图，如图1所示。

图1 30222工作面地质综合柱状

2 30222孤岛工作面围岩力学结构分析

2.130222孤岛工作面形成后采场围岩“T”结构特性[2]

30222孤岛工作面在形成过程中，在两侧工作面均采空的影响条件下，在孤岛面开采前，其上覆岩层局部区域已发生破坏，其覆岩结构从剖面位置上看类似大写字母“T”，故以“T”型结构表示此类孤岛面覆岩结构，此结构与孤岛面矿压显现及冲击矿压的发生密切相关。

根据30222孤岛面实际情况，结合矿山压力与围岩控制的关键层理论，孤岛面三面均为大面积采空区，区段之间布置为沿空掘巷留煤柱，因此各采空区的覆岩结构可近似认为整体大采空区结构，属于两侧充分采动，为对称结构，上覆主关键层出现不同程度的断裂，根据对已有“T”型结构的研究，此孤岛面覆岩符合短臂对称“T”型结构特征，如图2所示。

图2 短臂对称“T”结构

2.2 30222孤岛工作面回采时反弧形结构分析

边角孤岛工作面在三面采空的条件下，采空区边缘覆岩变形结构为正梯形，从下往上岩层断裂呈依次递减的“O-X”型，将导致孤岛面承压点由下而上逐次向外移动，从而使采场上覆岩层形成圈状的整体板状结构，使该结构大致处于悬臂梁状态，区别于一般工作面承压板状结构，呈反弧形。根据 30222 边角孤岛工作面各推进方向及采掘顺序，其反弧形覆岩结构如图3中环形轮廓线所示。

图3 边角孤岛工作面反弧形覆岩结构

2.3 30222孤岛工作面围岩应力分布特征

孤岛工作面处于特殊的三面采空的围岩结构，伴随着孤岛面采空区上覆岩层逐渐趋于稳定，其上覆岩层的重量将重新进行分布，导致其重量附加作用于采场周边实煤体或工作面侧，围岩将与采空区上覆岩层受采动影响所形成的“三带”形成板状结构，使采空区周边范围内形成支承压力带；此时采空区所受应力小于原岩应力γH，处于应力降低区，而采空区周边煤体或工作面侧则处于应力集中区(KγH)，K值范围为2～5，此时其应力高于原岩应力，从而导致孤岛工作面分别承受3个采空区支承应力的叠加重复作用，其围岩应力分布示意如图4所示。

图4 孤岛工作面围岩应力分布

2.4 工作面留设小煤柱宽度计算

2.4.1 煤体内支承压力峰值位置计算[3]

图5所示为采空区侧弹塑性变形区与煤体垂直应力σy的分布[3]。从煤体边缘至其深部依次分为破裂区、塑性区、弹性区及原岩应力区，若采空区周边煤体处于弹性变形区，则其垂直应力曲线如图5中弹性应力分布曲线所示[4]。若煤体处于弹塑性变形区，则其垂直应力曲线如图5中弹塑性应力分布曲线所示。此时，在弹性区范围内，距采空区边缘越近，垂直应力σy越大。在煤体中，存在着支承压力与煤体自身承载能力的平衡，此时两者均达到极限状态，运用此时的极限平衡，煤体边缘距支承压力峰值的宽度X0为[4]：

式中，m为工作面采高，m；A为侧压系数，泊松比u，A=u/(1-u)；φ0为煤体内的摩擦角，(°)；C0为煤体黏聚力，MPa；K为应力集中系数；γ为上覆岩层平均容重，MN/m3；H为巷道埋深，m；PZ为回采巷道的支护阻力，MPa。

Ⅰ-破裂区；Ⅱ-塑性区；Ⅲ-弹性区应力升高部分；Ⅳ-原岩应力区

2.4.2 煤柱宽度计算[5]

根据三元南耀小常煤矿30222工作面的实际情况，30222工作面采煤高度为3.0m，放煤高度平均为3.5m，煤体的黏聚力C=1.93MPa，考虑到在采动影响下煤柱节理裂隙发育，C取1.5MPa，内摩擦角为24.3°，侧压系数取A=u/(1-u)，u=0.35，则A=0.54，应力集中系数一般为2～5，此处考虑到煤柱内裂隙和煤柱尺寸较小，K取4，上覆岩层平均容重取0.025MN/m3，巷道埋深400m，工作面巷道煤帮的支护阻力PZ=0，代入上述公式得x0=10.4m，即支承压力峰值位置位于煤壁内10.4m处，在留设小煤柱时，应尽力将煤柱[5]留设在应力降低区内，所以小煤柱的留设宽度B应小于X0的2/3范围之内。即煤柱宽度宜小于6.9m。

3 30222工作面小煤柱的数值分析[6]

3.1 数值模拟方案

为了选择合理的煤柱宽度，采用UDEC通用离散元程序数值计算，计算模型以三元南耀小常煤矿30222工作面为原型，模型尺寸为130m×35m，上边界载荷按250m模拟，模型底板为固定边界条件，左右为水平方向固定条件，顶底板划分为4m×2m的块体，煤柱为研究对象，将煤层划分为1m×0.5m的块体。对比6m，7m，8m煤柱下巷道和煤柱围岩相对变形量较小的方案。具体力学参数如表1所示。

表1 巷道围岩物理力学参数

3.2 各方案数值模拟结果分析[7]

30222孤岛工作面在留设3种不同宽度煤柱尺寸下进行沿空掘巷，分别在巷道煤柱、煤壁及顶板侧布置1条位移观测线，测点间距顶板为1m,两帮为1.25m。不同尺寸煤柱下回采巷道的垂直位移分布曲线见图6所示。

巷道留设6m，7m，8m煤柱时巷道顶板均分别布置7个位移测点，取其中较为明显的4个。如图6曲线所示，表示各测点位移轨迹，实时反映监测点位移变化。留设6m煤柱时，垂直位移最大为800mm；留设7m煤柱时，垂直位移最大为530mm；留设8m煤柱时，垂直位移最大为600mm。

图6 回采巷道顶板垂直位移分布曲线

综合考虑理论计算、数值模拟，结合现场施工及煤柱采空侧片帮等因素确定煤柱留设尺寸为7m。

4 煤柱及回采巷道支护方案[8]

30222风巷为煤巷，巷道净断面尺寸为宽4.3m×高3.0m，断面面积12.9m2。为保证煤柱和回采巷道围岩的稳定性，30222工作面风巷采用锚网支护+锚索补强+喷浆+煤柱侧注浆联合支护。

4.1 锚杆支护参数

4.1.1 锚杆参数

锚杆长度：L=b+a′·cotα+L0

式中，b为加固拱厚度，取1.4m；a′为锚杆间距，取0.8m；α为锚杆支护控制角，取45°；L0为锚杆外露长度，取0.05m。

计算可得：L=2.25，取锚杆长度2.4m，间距0.8m，排距为0.8m。

顶板每排6根锚杆，靠近两帮的2根顶锚杆距巷帮为250mm，预紧力大于50kN，锚固力需达到120kN。两帮每排每帮布置4根锚杆，最上部锚杆距顶板300mm、最下部锚杆距底板各400mm，预紧力大于50kN，锚固力需达到100kN以上。

4.1.2 顶板锚索参数

锚索长度：L=L0+Δ

式中，L0为被悬吊松散岩层厚度，以4.0m厚的顶煤、3.0m厚泥岩计算；Δ为锚索锚固长度与外露长度之和，取2.0m，合计9m；取L=9.3m。

锚索小三花布置，直径17.8mm，2根锚索的一排锚索分别布置在巷道中心线两侧(分别距巷帮1450mm)，间距1600mm；单根锚索的一排，锚索布置在巷道中心线上，排距800mm，垂直顶板布置。预紧力120～150kN，锚固力250kN以上。

帮锚索布置在采空区一侧巷帮，长度为5.0m，直径17.8mm锚索每排2根，间距1300mm，排距1600mm，上部锚索距顶板800mm，下部锚索距底板1000mm，锚索垂直两帮水平布置。帮锚索预紧力100kN锚固力需达200kN以上。

4.2 煤柱侧注浆加固参数

注浆材料选用高水速凝材料，浆液的水灰比为1.5∶1,注浆工作应在喷浆工作之后开始，注浆工作时间应在掘进后30d进行。注浆深度3.5m，压力为1.0～1.5MPa，浆液扩散半径为1.0～1.5m，采取间隔交替注浆方式。注浆量须保证巷道围岩裂隙被充填密实，每个注浆孔的注浆量可初步估算为50～70kg/m左右。注浆孔布置为：排距0.8m，孔深2.5m，见图7。

图7 30222回采巷道煤柱侧注浆孔布置

4.3 支护方案实施效果

基于理论分析和数值模拟得到的结果，在锚网支护，锚索补强，喷浆、注浆支护的条件下，进行了回采巷道变形监测。对巷道两帮及底板的移近量和移近速度进行了实测，结果如图8所示。

图8 回采巷道位移曲线

对回采巷道进行支护优化后，随着工作面向前推进，回采巷道顶板和两帮位移都有所变化。当工作面推进到距测点36.5m时，两帮开始发生较明显变形；当工作面推进到距测点27m时，巷道的顶底板变形速度开始明显增大，顶底板最大移近速度为27mm/d；顶板最大下沉量为177mm,两帮最大移近量为270mm。实践表明，上述支护方案对采场围岩变形起到了控制作用，促使围岩与锚杆支护形成了共同承载体，巷道的变形均在预计范围内，断面满足通风和运输要求。

5 结论

(1)在小常煤业30222孤岛工作面形成后，其上覆围岩呈短壁对称“T”型结构，其稳定性对孤岛面沿空巷道的稳定性和应力分布均有较大影响。

(2)回采过程中，孤岛三面采空情况下，采场围岩呈反弧形，超前支承压力集中系数和侧向支承压力集中系数均比正常工作面高，而且受采动应力场影响极大。

(3)理论计算和数值模拟所得到的结论大致相同，当煤柱宽度为7m时，回采巷道垂直位移较小，最有利于采场围岩的控制，同时有利于资源回收和巷道维护综合利益最大化。

(4)对回采巷道和煤柱锚喷和注浆支护，促使围岩-支护共同体的形成，达到了预期效果，取得了较好收益。

[1]徐永圻.采矿学[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

[2]赵 鹏，马占国，张 帆.孤岛面小煤柱沿空巷道稳定性研究[J].采矿与安全工程学报,2006，23(3): 354-357.

[3]钱鸣高，缪协兴，许家林，等.岩层控制的关键层理论[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000.

[4]谢福星，张召千，崔 凯.大采高采场超前支承压力分布规律及应力峰值位置研究[J].煤矿开采，2013，18(1).

[5]李顺才，柏建彪，董正筑.综放沿空掘巷窄煤柱受力分析变形与应力分析[J].矿山压力与顶板管理，2004，21(3)：17-19.

[6]林崇德.层状岩石顶板破坏机理数值模拟过程分析[J].岩石力学与工程学报，1999，18(2)：392-396.

[7]刘增辉.综放煤巷合理煤柱尺寸的物理模拟研究[J].矿山压力与顶板管理，2005，22 (1)：24-26.

[8]刘秀峰，蒋福兴.锚喷网支护作用机理分析 [J].辽宁工程技术大学学报 (自然科学版 )，2001，20(1)：43-45.

[9]牛宏伟，李宗涛.注浆加固技术在窄煤柱孤岛面二次动压巷道中的应用[J].煤矿开采，2006，11(2)：47-48，16.

[责任编辑：姜鹏飞]

2014-05-30

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.05.018

仝 峰(1987-)，男，山西大同人，硕士研究生。

仝 峰，张召千，谷 恺，等.孤岛工作面小煤柱合理尺寸与支护研究[J].煤矿开采，2014，19(5)：61-64.

TD353

B

1006-6225(2014)05-0061-04