煤柱内巷道布置与支护技术研究

(山西省煤炭建设监理有限公司，山西 太原 030000)

煤柱内巷道布置与支护技术研究

苏新瑞

(山西省煤炭建设监理有限公司，山西太原030000)

针对煤柱内巷道布置及围岩控制的问题,依据极限平衡理论对煤柱进行力学分析，判断煤柱内是否适合布置巷道。然后采用数值模拟和工业性试验的方法，分析对比5种煤柱内巷道布置方案，综合考虑煤柱和巷道围岩的稳定确定最佳方案。工业性试验表明:若巷道布置位置及支护参数选取合理，就能保证煤柱和巷道同时达到稳定状态，试验巷道两帮的最大变形量为350mm，窄煤柱帮的最大变形量为195mm，巷道变形量仅为原来的1/2左右，效果显著。

巷道布置；煤柱应力；应力集中；预应力锚杆；加强支护

Technology of Roadway Layout and Supporting in Coal-pillar

煤矿在实际的采掘过程中有时需要在煤柱内布置特殊用途的巷道，由于支承应力的影响，煤柱弹塑性状态发生了改变，在高度集中应力作用下，煤柱破碎程度大、破坏范围广，布置其内的巷道出现强烈的移动变形，大量的维护工作严重影响了正常生产。因此，有必要针对煤柱内巷道布置及稳定问题进行研究，为煤矿生产提供指导，减少巷道维护工作量。

对于煤柱的载荷及其稳定性，学者陆士良提出了稳定的基本条件是煤柱边缘发生塑性破坏后中央应具有一定宽度的弹性核[1]。煤柱内布置巷道实质上是两侧沿空掘进巷道，学者侯朝炯分析了沿空巷道围岩稳定机理，揭示了弧形三角块对沿空巷道的重要保护作用[2]。对于巷道支护问题，越来越多的学者认为，锚杆可以通过高预紧力及时加固开掘围岩，阻止围岩塑性区向深部发展，控制次生裂隙发育，保证围岩整体稳定[3-10]。

1 工程背景

某矿为提升煤炭运输效率、形成高效运煤系统，2010年在5101工作面采空区与5103工作面采空区间区段煤柱内布置5301运输巷外段，巷道布置在煤柱中央、沿底掘进，断面形状为矩形。由于巷道布置、支护参数不合理，导致巷道帮部煤体发生严重碎裂，产生多条贯穿顶底的纵向裂缝，裂缝深入煤柱内部导致边缘煤体向巷内挤出，巷道肩角锚杆托盘及钢筋梯子梁钻入煤体缝隙，造成巷道顶板与两帮撕裂，巷道断面急剧收缩，整体性遭受严重破坏。

该矿5号煤厚9.5m，埋深250m，倾角14°，顶板岩性以炭质泥岩、粉砂岩为主；底板岩性以粉砂岩、细砂岩为主。因生产需要，需在5105和5401综放工作面区段煤柱中布置1条集中运输巷，煤柱倾斜宽度18.5m，走向长度1020m，两侧工作面都已经回采完毕，采空区的基本顶垮落稳定。煤柱及运输巷布置关系如图1所示。

根据5105综放工作面和5401综放工作面回采资料，以及矿区II—02号钻孔资料，试验巷道所在煤层及顶底板岩性见表1，岩层主要物理力学性质见表2。

表1 顶底板岩性特征

表2 岩层物理力学性质

2 煤柱内应力分布及稳定性分析

2.1 煤柱应力计算

由于煤柱承载的是其上覆岩层重量及其两侧采空区悬露岩层转移到煤柱上的一部分重量总和[3]，在两侧采空区侧向支承应力叠加影响作用下，煤柱承受远高于原岩的集中应力，其力学计算模型如图2所示。

Q—上覆岩层载荷；H—煤柱埋深，250m；L—工作面长度，180m；h—采区垮落高度；δ—5401工作面采空区上覆岩层垮落角，70°； β—5105工作面采空区上覆岩层垮落角，58°；ab—5401工作面采空区；bc—煤柱；cd—5105工作面采空区；α—煤层倾角，14°；B—煤柱宽度，18.5m；图2 煤柱应力分析模型

设岩层容重为γ，则煤柱上覆岩层对其施加以载荷Q1为：

Q1=BγH

(1)

5401及5105工作面采空区悬露岩层转移到煤柱上的载荷Q2为：

Q2=LγH-1/8L2γcotβ-1/8L2γcotδ

(2)

则煤柱上的总载荷为：

Q=(BγH+LγH-1/8L2γcotβ-1/8L2γcotδ)cosα

(3)

将相关数据代入式(3)可得5号煤18.5m宽煤柱承受载荷Q为：

Q=4.73×105(kN/m)

(4)

煤柱原岩应力为σ=γHcosα=6.1MPa，应力集中系数达4.2，说明煤柱两侧采空区侧向支承应力超过原岩应力成为主导因素。

根据极限平衡理论，确保煤柱的极限强度R大于作用于煤柱的单位面积载荷，此时计算得出的煤柱宽度就是它的极限宽度。将求得的煤柱极限宽度与煤柱实际宽度对比即可判断煤柱的稳定性及其安全系数。

(5)

煤柱的稳定性与其自身强度有重要关系，煤柱极限强度一般采用Bieniawski公式：

(6)

式中，R为宽度为B′、高度为h的煤柱的强度，MPa；Rc为煤柱的单轴抗压强度， MPa；B′为煤柱的宽度；h为煤柱的高度。

将式(3)和式(6)代入式(5)得：

(7)

将该矿的H=250m，h=9m，L=180m，α=14°，β=58°，δ=70°，γ=25kN/m3，Rc=16.75MPa，代入式(7)中，可求得煤柱的极限宽度B′=11m。煤柱实际宽度为18m，则煤柱安全系数为1.68，煤柱所承载的极限载荷没有超过其自身的极限强度，能够保持其自身的稳定。

2.2 煤柱应力分布规律

表3 块体力学参数

图3 数值分析物理模型

数值模拟过程主要分为3步：第一步，原岩应力平衡计算；第二步，5105工作面开采计算；第三步，5401工作面开采计算。将计算结果进行数据处理得到煤柱应力、位移曲线，如图4，图5所示。

图4 煤柱应力分布曲线

图5 煤柱位移量

分析图4、图5，可得：煤柱垂直应力分布呈钟形，即在煤柱中央达到应力峰值27.5MPa且应力对称分布，相对于煤体原岩应力6.25MPa，煤柱中央应力集中系数k高达4.4，说明两侧采空区侧向支承压力在煤柱上方完全叠加，应力集中程度最高；煤柱水平应力分布呈钟形，煤柱中央达到应力峰值11.75MPa，对称分布，相对于煤体原岩应力4.6MPa，煤柱中央应力集中系数k高达2.6；煤柱

在高度集中应力作用下向两侧采空区水平位移，煤柱边缘最大位移值达800～1200mm，煤柱0～4m，14～18m位移超过500mm，说明煤柱在高叠加支承压力下出现较大范围的水平位移；煤柱中央4～14m位移量较小(不超过500mm)，为稳定位移区，稳定位移区的存在为避免煤柱发生失稳破坏提供了有力保障。

3 巷道布置研究与工业试验

3.1 巷道布置研究

煤柱内布置巷道后，影响其稳定性的因素有：煤柱重新调整后的应力场、位移场及塑性状态。煤柱内巷道布置原则要求将巷道布置在低应力区，避开高应力区，并有利于煤柱的稳定。结合该矿生产地质条件，为避免上区段5105工作面采空区积水对煤柱的弱化影响，应该优先选择把巷道布置在煤柱的下区段侧，即沿着5401工作面采空区留窄煤柱布置巷道。从沿采空区边缘到垂直应力的峰值(煤柱内距5401工作面采空区9m)范围内设计4种窄煤柱宽度的方案进行计算和分析比较而选优。靠近5401工作面采空区的窄煤柱分别为3m，4m，5m，7m煤柱，见表4。

表4 巷道布置方案(巷道宽度4.5m)

按照4种方案布置巷道，煤柱应力重新调整后的垂直应力场如图6所示。

当窄煤柱为3m时，窄煤柱内部最大垂直应力为4MPa<原岩应力6.25MPa，说明窄煤柱承载能力降低，进入塑性屈服区；当窄煤柱为4m及以上时，窄煤柱内部最大垂直应力均大于原岩应力，说明窄煤柱仍有一定程度的承载能力，煤柱内部存在塑性承载区，因此，尽管煤柱处于塑性状态但不至于失稳。

我一个很好的同事经常和我抱怨类似的事情，他是一个对熟悉的人很随和的人，但是却很容易与其他专业的人员发生矛盾。在一次他在电话中的激烈争吵后，我问其原因，他说，是由于对方人员提供的设计资料不够规范，虽然资料已经进行多次修改，但是还是没有符合要求，于是对方人员误以为是我方进行故意刁难，所以发生了激烈的争吵。

图6 不同巷道布置方案煤柱应力场

按照4种方案布置巷道，相应的巷道移动变形规律如图7所示。

图7 不同窄煤柱宽度巷道围岩位移量

巷道两帮位移量随窄煤柱宽度增加，由大变小，4m时位移量最小，然后再由小变大。该变形机理为：当窄煤柱宽度为3m时，煤柱处于塑性屈服区，塑性变形严重，当窄煤柱宽度为4m，5m，7m时，煤柱内存在塑性承载区，巷道帮部位移随窄煤柱内应力增大而增大。

综合以上分析，选择方案二，即沿5401采空区侧留4m煤柱布置巷道，既能保证煤柱自身的稳定性又能有效控制巷道围岩。

3.2 工业试验

试验巷道(53采区集中运输巷)与另一条生产地质相似的巷道(5301运输巷外段)进行对比，两条巷道位置关系见图1。

试验巷道支护参数：采用直径20mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，顶板锚杆间排距700mm×800mm，两帮采用锚杆间排距850mm×800mm，锚杆材质为HRB335螺纹钢，锚杆预紧力300N·m，顶锚杆锚固力≥100kN，帮锚杆锚固力≥80kN；每隔2排锚杆打2根锚索加强支护，锚索预应力为120kN，锚固力≥150kN；巷道断面及其他支护参数如图8所示。

图8 巷道锚杆支护断面

5301运输巷外段已投入使用1a以上，试验巷道53采区集中运输巷为新掘巷道，将2条巷道在掘进期间的变形量进行对比，得到准确的对比结果。对比情况如图9和图10所示。

图9 掘进影响期巷道围岩变形量

图10 掘进影响期巷道围岩变形速度

从图9(a)，图9(b)可以看出，在掘进影响期内，5301运输巷外段两帮的最大变形量为645mm，上帮的最大变形量为450mm；而试验巷道两帮的最大变形量为350mm，窄煤柱帮的最大变形量为195mm，巷道变形量仅为原来的1/2左右，效果显著。

从图10(a)、图10(b)可以看出，在掘进影响期内，对比巷道两帮及上帮初期最大移近速度分别为51mm/d，37mm/d；而试验巷道两帮及窄煤柱帮初期最大移近速度分别为39mm/d，32mm/d，巷道变形速度有所降低。

4 结论

(1)通过极限平衡理论计算，得出煤柱极限平衡宽度，并得出该煤柱的稳定系数为1.68，为煤柱内巷道布置提供了理论基础。

(2)运用FLAC3D研究分析了煤柱内应力分布规律，得出两侧采空区侧向支承压力在煤柱内完全叠加，形成高于原岩4.4倍的集中应力。

(3)通过对比分析4种不同的巷道布置方案，综合考虑煤柱及巷道围岩的稳定性，确定合理的窄煤柱宽度为4m。

(4)现场矿压监测数据显示，试验巷道掘后60d内两帮最大移近量为350mm，窄煤柱帮最大相对位移为195mm，两帮初期移近速度39mm/d，窄煤柱帮初期移近速度32mm/d。

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[责任编辑：王兴库]

2014-06-20

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.008

苏新瑞(1961-)，男，山西高平人，高级工程师，现任山西省煤炭建设监理有限公司副总经理，从事煤矿建设监理工作。

苏新瑞.煤柱内巷道布置与支护技术研究[J].煤矿开采，2014，19(6)：31-34，112.

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1006-6225(2014)06-0031-04