采动影响沿空掘巷小煤柱合理宽度与围岩控制技术

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 开采设计研究分院，北京 100013)

采动影响沿空掘巷小煤柱合理宽度与围岩控制技术

郭相平1,2

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013；2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京100013)

以成庄矿4310综放面4220沿空掘巷为研究对象，采用理论计算和数值模拟分析方法对沿空掘巷小煤柱宽度的合理留设进行深入研究，分析了不同煤柱宽度的塑性破坏区范围和煤柱区域的应力分布特征，进而结合现场实际地质生产条件，综合确定煤柱宽度为10m。根据现有巷道支护理论，确定了4220副巷围岩变形控制技术，并数值模拟分析采动影响沿空掘巷围岩变形特征，进而制定了高预应力高强度锚杆索支护方案与支护参数。4220副巷支护试验结果表明：高预应力高强度锚杆索支护技术对沿空掘巷服务期间围岩变形控制效果显著，提高了成庄矿煤炭资源采出率，为矿井后续沿空掘巷的使用提供技术依据。

采动影响；沿空掘巷；煤柱宽度；塑性破坏区；应力分布

随着我国煤炭资源开采强度逐年加大，诸多矿井存在着资源枯竭和采掘接替紧张的问题，为了有效降低煤炭资源的浪费、延长矿井的生产服务年限、提高矿井的社会经济效益，目前工作面回采巷道多采用留小煤柱沿空掘巷的方式[1]。由于小煤柱沿空掘巷扰乱了原有侧向支承压力的分布，加之受到本工作面超前支承压力的影响，同时小煤柱节理、裂隙发育，有效发挥其自身的稳定性和支撑性很难得到保证，与常规的工作面回采巷道相比，其巷道围岩变形控制具有复杂性和特殊性。因此，留小煤柱合理宽度确定及相匹配护巷系统设计成为采矿界许多学者研究的焦点之一。

目前，国内外对沿空掘巷煤柱留设及巷道围岩稳定控制进行了较多的研究。李磊、柏建彪等[2]采用理论分析法建立沿空掘巷的结构力学模型，推演出“内应力场”宽度表达式，确定合理的掘巷位置和巷道断面参数，并预计了沿空巷道围岩变形量；王德超[3]以深部厚煤层综放沿空掘巷为工程背景，首次提出一种新的侧向支承压力监测方法，通过现场与数值模拟相结合的方法确定小煤柱的留设宽度；华心祝[4]采用FLAC3D软件研究孤岛工作面沿空掘巷超前支承压力分布特征，通过建立基本顶力学模型推导出受动压影响下巷道顶板下沉量的计算公式；张炜、张东升[1]等构建孤岛工作面沿空掘巷窄煤柱力学模型研究沿空巷道顶板“小结构”稳定性，揭示了孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷围岩控制机理，同时提出具有针对性的控制对策。

本文以成庄矿4310综放面4220副巷为研究对象，以现场生产地质条件的调研、4310综放面附近地应力及4220副巷围岩强度的实测为基础，从理论模型计算、塑性破坏区数值模拟和煤柱的应力数值分析三方面探讨了沿空掘巷小煤柱合理宽度的留设，并提出了相应的围岩控制对策，制定了高预应力高强度锚杆索组合支护系统及相应的支护参数，有效地解决了该类沿空掘巷的围岩变形控制难题，提高了煤炭资源的利用率。

1 工程概况

晋煤集团成庄矿3号煤层综采工作面均采用大U套小U的通风方式，原设计是在实体煤侧距留设巷道20m处开挖1条回风巷，虽然这种掘进方法有利于巷道的维护，然而煤柱资源严重浪费。为了进一步加快推进高产高效矿井建设，减少区段保护煤柱的损失，提高煤炭资源采出率，成庄矿决定在原有区段保护煤柱内沿空再掘1条回风巷来满足高瓦斯矿井工作面的通风要求。但由于煤层地质构造多、煤岩不连续面发育、煤层瓦斯含量高、需要的巷道断面大，对沿空掘巷合理位置的确定及巷道的支护设计是一种挑战。为了解决这种煤巷支护问题，将4310工作面中的4220副巷选为试验地点进行实验。

4310工作面位于四盘区中部，工作面东部为4308工作面(现采空区)，4220巷距与4308工作面之间有35m煤柱；工作面南部为四盘区3条盘区大巷；工作面西部为4312大采高工作面(实体煤)。4310工作面巷道埋深约480m，煤厚平均6m，倾角1.5～3°，直接顶为泥岩，厚4.22m； 基本顶为中粒砂岩，厚11.30m；老底为泥岩及砂质泥岩互层，厚9.58m。工作面布置如图1所示。

图1 4310工作面布置

为进一步了解沿空掘巷煤体的强度、完整性、裂隙发育度及受4308工作面回采时的采动影响，成庄矿采用WQCZ-56型煤岩体强度测定装置对4220副巷顶板、煤帮进行了围岩强度测试及窥探。在4220副巷1535m，1745m，1815m，2120m，2220m和2260m处布置6个测站，顶板钻孔布置在顶板中间位置，煤壁钻孔布置在距底板1.5m处，孔径为56mm，孔深8m。同时采用水压致裂法对四盘区4310工作面附近6个测点进行原岩应力测试。

强度测试结果表明：4220副巷顶板岩层强度主要集中在20～40MPa之间，平均强度23.7MPa，其中基本顶砂岩部分强度较高，平均强度在80MPa左右，属坚硬顶板。煤体强度主要集中在10～20MPa之间，平均强度13.2MPa。原岩应力测试结果表明：4310工作面附近最大水平应力为19.16MPa，最小为10.44MPa，垂直应力为9.26MPa。工作面附近6个测点侧压系数均大于1，该区域以构造应力为主。

2 沿空掘巷小煤柱合理宽度的确定

留设煤柱的稳定性对沿空掘巷围岩的变形与控制起着至关重要的作用。上区段工作面回采完毕后，沿空巷道恰好处于基本顶关键岩层(未失稳断裂)的掩护之下，基本顶关键岩层结构不仅承担着自身的重量，还担负着上覆岩层载荷，从而在采空区侧煤体中存在一定范围的减压区。若留设的小煤柱宽度较小，煤柱易碎裂，承载能力弱，有可能导致基本顶关键岩层在煤体上方发生失稳断裂，沿空巷道和小煤柱均要承受垮落带岩层的所有重量以及因岩层运动产生的巨大压力，同时不利于锚杆锚固的稳定及采空区的隔离；若留设的小煤柱宽度较大，增加煤柱的承载能力，但违背了沿空掘巷减少煤炭资源损失的原则，同时有可能把巷道布置在应力升高的区域内，不利于沿空巷道的掘进。因此小煤柱的宽度存在一个合理的值，既能是巷道和煤柱处于应力降低区，减少煤炭资源的浪费；又能有效防止基本顶关键岩层断裂、减缓其弯曲下沉，保证煤柱的承载能力和巷道围岩的稳定。

2.1 小煤柱宽度的理论分析

上工作面回采后，基本顶在采空区侧煤柱弹塑性交界面处失稳断裂形成弧形平衡拱结构，其中对沿空掘巷围岩稳定性起决定性影响的岩块，称为关键岩块[5]，其一端在边缘煤柱内断裂，受到小煤柱和直接顶的支承，另一端回转后与采空区矸石接触，从而形成相对比较稳定的铰接结构，如图2所示，B为关键岩块。小煤柱合理宽度的留设可划分为3个区段进行考虑：开挖沿空巷道后形成的巷道围岩破裂区X1；上区段工作面回采后，在采空区一侧煤柱体内边缘形成的塑性区X2；小煤柱体内处于3向应力比较稳定的弹性区X3，煤体完整性较好，适于锚杆索的锚固。

图2 沿空掘巷小煤柱分区破坏模型

破裂区宽度L1按下式计算[6]

(1)

式中，B为巷道宽度，M为埋深，C为围岩黏聚力，φ为内摩擦角。

采空区侧边缘煤柱体内塑性区X2的小煤柱宽度计算公式为：

(2)

式中，A为侧压系数，φ0为煤体内摩擦角，C0为煤体黏聚力，K为应力集中系数，H为巷道埋藏深度，γ为岩层平均体积力，P0为上区段平巷支架对下帮的支护阻力。

小煤柱体较稳定弹性区X3考虑到煤层厚度和锚固区域的稳定而增加的煤柱宽度的值为：

L3=(0.3～0.5)(R1+L2)

(3)

因此小煤柱合理的宽度D为：

D=L1+L2+L3

(4)

将成庄矿现场相关参数代入(1)～(4)式，其中L3的安全系数取0.3，算得：

D=3.3+2.1+0.3×5.4=7.02(m)

(5)

因此，理论计算沿空掘巷留设小煤柱合理宽度为7.5m。

2.2 小煤柱宽度的塑性破坏区分析

为了全面、系统地了解沿空掘巷不同宽度小煤柱的塑性破坏区分布特征，采用FLAC3D有限差分数值计算软件对不同煤柱宽度进行针对性的模拟。

巷道沿煤层底板掘进，巷道断面为矩形，宽4.52m，高3.1m。模拟方案：不受采动影响下，对煤柱宽度分别为3m，5m，7m及11m进行数值模拟研究。

通过对比不同煤柱尺寸下围岩塑性破坏区(图3)可以看出：沿空掘巷后，由于煤柱受煤层采动影响，其应力状况发生改变，不同宽度的煤柱使得煤柱内部及巷道围岩塑性破坏程度及分布不同。沿空掘巷小煤柱宽度为3m时，虽然巷道处于应力降低区，但受到工作面回采及沿空掘巷对围岩扰动的影响，煤柱内部塑性破坏区域已经相互贯通，煤体破坏严重，锚杆不能锚固在完整稳定的煤体中，锚固性能大幅降低，更有可能失效；沿空掘巷小煤柱宽度为5m时，从图3(b)可以看出上区段采空区与沿空掘巷对煤柱扰动后的塑性破坏区半径均为1.8m左右，采空区与沿空掘巷之间的煤柱内部存在1.5m左右的弹性核稳定区，不仅煤体完整性好且能承受较大的载荷，成庄矿所用锚杆长度为2.4m，完全可以锚固在弹性核稳定区，充分发挥锚杆的锚固性能；沿空掘巷小煤柱宽度为7m时，采空区与沿空掘巷之间的煤柱内部存在4m左右的弹性核区，沿空掘巷煤柱留设宽度为11m时，采空区与沿空掘巷之间的煤柱内部存在8m左右的弹性核区，可以看出在一定范围内弹性核区随着小煤柱宽度的增加而递增，但上区段采空区与沿空掘巷对煤柱扰动后的塑性破坏区半径基本保持不变。

图3 不同煤柱尺寸围岩塑性破坏区分布

从上述分析可知，沿空掘巷小煤柱宽度小于3m时，小煤柱煤体全部处于塑性破坏状态，围岩难以控制，易发生大变形而失稳；沿空掘巷小煤柱宽度大于5m时，随着小煤柱宽度的增加，在一定范围内弹性核区不断增大，当小煤柱宽度增大到一定范围时，沿空巷道可能位于应力升高的区域，不利于巷道的掘井和稳定，同时弹性核区的宽度存在一个合理的范围(使锚杆可以充分锚固即可)，过量的弹性核区会加大煤炭资源的浪费；煤柱宽度为5m时，沿空掘巷与采空区之间将存在1.5m左右弹性核区，保证锚杆锚固在弹性核稳定区，把巷道围岩控制在允许的变形范围之内，有利于沿空巷道的掘井和维护。为保证巷道稳定性且节约煤炭资源，通过小煤柱塑性破坏区的模拟分析，建议留设的小煤柱宽度不低于5m。

2.3 沿空掘巷煤柱的应力数值分析

为了更加全面、深入地掌握沿空掘巷煤柱的强度和应力分布特征，进一步确定煤柱内沿空掘巷的合理位置，采用数值模拟软件对4220回风巷与4308采空区之间35m煤柱的应力分布特征进行了模拟研究。

建模过程中严格按照成庄煤矿实际工程地质状况，数值计算模型如图4所示。在计算中，模拟了4220巷掘进及4308工作面回采对煤柱内部应力分布的影响。

图4 数值计算模型

通过分析4220巷掘进及4308工作面回采时煤柱内部水平、垂直应力分布(图5)，可以得出：当4220巷掘进及4308工作面回采后，35m区段保护煤柱内部的应力值显著增大。从图5(a)可以看出，煤柱内最大水平应力达到44.35MPa，最大水平应力集中分布在靠近采空区一侧的煤柱偏上部，沿煤层倾斜方向的影响范围为8～10m左右；从图5(b)可以看出，煤柱内最大垂直应力达到63.01MPa，最大垂直应力区域集中分布在工作面往煤柱一侧2～8m的范围内，最大水平应力集中区域的影响范围要大于最大垂直应力集中区域，随着向煤柱内部方向延伸，垂直应力逐渐减小，但4308工作面的回采对整个煤柱内部垂直应力分布都有影响。

图5 煤柱应力分布

从上述分析可知，煤柱内部最大应力的分布对沿空掘巷位置(即小煤柱合理宽度的确定)有着至关重要的影响，若掘巷布置在靠近采空区一侧2～8m的范围内，这个位置恰好处于最大水平及垂直应力的叠加区域，沿空巷道的掘进及维护将会遇到很大的问题。此外，考虑到成庄矿4310工作面附近的地质条件，在距采空区7m左右处，4220巷与采空区之间的联络横川里有密闭墙，防止因漏风而引起回风巷瓦斯浓度超限，采空区的密闭对于高瓦斯矿井尤为重要。因此，综合考虑多方面因素的影响，最终确定小煤柱的合理宽度为10m。

3 留小煤柱沿空巷道围岩控制研究

3.1 围岩控制技术

根据成庄矿具体的地质条件及小煤柱沿空掘巷的特点，沿空巷道服务年限较短，本区段工作面回采完毕后即将报废，在围岩不发生破坏失稳和断面满足生产要求的前提下，允许巷道有一定的变形量。因此，在围岩控制技术方面应考虑如下几点：

(1)支护形式与参数应能适应沿空巷道的矿压显现规律，尽量减小围岩松散变形 沿空掘巷上覆岩层的活动规律具有多变性和不可控制性，把巷道变形量精确控制在具体值内不可能实现。因此，只要保证巷道顶板与两帮煤岩体在动压影响下整体变形协调，就能显著减少巷道变形量。

(2)保持顶板的完整性 沿空掘巷顶板一般比较破碎，为了保持顶板的完整性，应采用高强度、高刚度的锚杆索组合支护系统。高强度要求锚杆索具有较大的破断力；高刚度要求锚杆索应施加较高的预紧力并实施加长或全长锚固；组合支护要求采用W钢带、金属网等构件。这种支护系统能够保证顶板中形成次生承载结构，有效阻止层间运动，减小顶板下沉量，避免出现锚固区内外的离层、冒顶现象。

(3)提高小煤柱的承载能力与稳定性 沿空掘巷小煤柱在整个巷道围岩中破坏最严重，且小煤柱变形以向两侧移动为主，要求锚杆具有较高的抗破断能力。锚杆锚固方式应采用加长锚固，通过自由段锚杆长度提供一定的延伸率，使小煤柱向两侧有一定的变形量。为了保持小煤柱的完整性，应采用钢带、钢筋托梁与金属网护表。简而言之，小煤柱支护应采用高强度、高刚度的支护系统，对煤柱提供较大的支护阻力，提高煤柱的强度和整体承载性能，抵抗小煤柱中主要破坏载荷的作用力。

布置锚杆时应具体考虑两个方面：一是适当加大锚杆密度，保证锚固范围内煤体的稳定；二是合理布置上顶角和下底角锚杆的安装角度，以增加小煤柱与其上下交界面之间的摩擦力，有效控制小煤柱整体压出变形。

3.2 采动影响沿空巷道的变形分析

为了确定成庄矿4220沿空掘巷合理有效的支护方式及参数，对掘进期及4310工作面回采期的应力、位移分布特征进行了系统的模拟分析，为沿空巷道围岩的变形控制提供有利依据。

3.2.1 4220副巷掘进期的数值分析

从图6可以看出：4220副巷掘进后，由于受采空区的影响，两帮和顶底板煤岩体的应力和位移分布情况出现了非对称现象。从巷道掘进后垂直应力分布来看，靠近采空区一侧巷帮垂直应力集中区域和集中程度大于靠近煤柱一侧，最大垂直应力值达到66.6MPa；从水平应力来看，最大水平应力集中区域集中在顶底板中部，大小为47.4MPa。从4220副巷掘进后围岩位移场分布来看，顶板下沉量为51.6mm，底鼓量为34.2mm，靠近采空区一侧巷帮变形为40.2mm，靠近煤柱一侧巷帮变形为30.6mm。

图6 沿空掘巷后煤柱应力位移分布

3.2.2 4310工作面回采期的数值分析

从图7可以看出：4310工作面回采后，煤柱内部垂直应力进一步增加，最大垂直应力值仍出现在靠近4308采空区一侧。煤柱内水平应力受4310工作面回采的影响发生了较大改变，4220副巷顶板成了水平应力的最大集中区域，且集中区域明显增大，最大水平应力值也增大到了48.07MPa。根据应力对巷道变形的影响，可知水平应力的增加对巷道的顶板变形影响较大。从4310工作面回采后4220副巷表面位移来看，顶板下沉量122.2mm，较4310工作面回采前增加了70.6mm，变形明显；底鼓量44.9mm，较先前有少量增加；4220副巷靠近4310工作面一侧巷帮最大水平位移为64.1mm，较回采前增加了33.5mm；4220副巷靠近4308工作面一侧巷帮变形量为39.7mm，较先前基本不变。

图7 4310工作面回采后应力位移分布

通过以上数值模拟数据可以看出，4310工作面回采后，顶板和靠近4310工作面一侧的巷帮变形较大，在确定支护方式及参数时应重点考虑。

3.3 支护参数的确定

依据留小煤柱沿空掘巷的围岩控制技术特点，结合具体的现场工程地质条件，运用模拟软件，分别对成庄矿4220副巷的锚杆锚索、索间排距、直径及长度等支护参数进行模拟分析，最终确定高预应力高强度锚杆索组合支护系统。

3.3.1 顶板支护参数

顶板锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢高预应力锚杆，杆体直径22mm，锚杆长度为2400mm；锚杆间排距0.95m×1m，每排布置5根锚杆；采用2支锚固剂锚固，1支规格为MSK2335，另1支规格为MSZ2360，钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。顶锚杆相应配套构件为120mm×120mm×10mm的拱型高强度托板(配合高强度球形垫圈和塑料减摩垫片)、规格为W235/250/4-4100-5的W型钢带和规格为5.0m×1.2m的硬金属网。顶板锚杆预紧力矩不低于400N·m。

顶板锚索采用φ22mm×7300mm高强度预应力钢绞线，采用3支树脂锚固剂锚固，1支规格为MSK2335，2支规格为MSZ2360。锚索呈三花布置，第1排锚索2根(间距1520mm)，第2排锚索1根(顶板中间处)，排距为1.0m。锚索钢托板规格为300mm×300mm×16mm的高强度可调心托板及配套锁具，承载能力不低于600kN，顶板锚索预紧力不低于250kN。4220副巷顶板支护布置如图8所示。

图8 4220副巷顶板支护参数

3.3.2 两帮支护参数

巷帮两侧锚杆采用φ22mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢高预应力锚杆，锚杆预紧力矩不低于400N·m。采用2支树脂锚固剂锚固，1支规格为MSK2335，另1支规格为MSZ2360，钻孔直径为30mm，锚固长度为1208mm。锚杆排距为1000mm，每排4根锚杆，间距为800mm。W钢护板规格为250mm×350mm×5mm，两边压边；托板规格为120mm×120mm×10mm，托板材料钢号不低于Q235；金属网规格为3.0m×1.2m。

巷帮锚索采用低松弛高预应力钢绞线，直径为17.8mm，长度为4.3m，采用3支树脂锚固剂锚固，1支规格为MSK2335，2支规格为MSZ2360。采空区侧以“迈步”式布置，排距为1.0m；煤柱侧锚索每排1根居中布置，排距2.0m。所有锚索预紧力不低于150kN。相应配套构件均与顶板采用的相同。

4220副巷巷帮支护布置如图9所示。

图9 4220副巷巷帮支护参数

4 井下工程应用效果分析

为了监测成庄矿4310工作面中的4220副巷围岩活动规律及支护效果，巷道掘进期间在4220副巷不同位置安装了10组表面位移测站，测站分别安装在距巷口130m，232m，471m，530m，760m，900m，1120m，1231m，1374m和1519m左右处，对不同位置的巷道围岩变形进行了动态监测。这些典型测站观测结果表明：4220副巷在掘进期间两帮收敛量控制在250mm，顶板下沉量控制在100mm以内，支护效果良好；在回采期间，4220副巷在超前回采工作面200m以外，巷道围岩基本上和掘进期间围岩一样变化较小；在超前回采工作面0～200m之间，巷道顶板和两帮也基本上没有发生变化，主要是煤层底板的底鼓，两帮移近量在300mm左右，在允许的安全范围之内，能满足4310工作面的回采要求。在整个副巷服务期间，未发生锚杆索破断、钢带撕裂及支护结构大面积失效等现象，说明高预应力强力锚杆索支护系统控制围岩变形能力强，在巷道临近采空区没有稳定并且在复用巷道煤柱内掘进的情况下，有效地控制了围岩强烈变形。

5 结论

(1)通过对沿空掘巷煤柱塑性破坏区的数值模拟得出：小煤柱宽度小于3m时，煤柱内全部处于塑性破坏状态；小煤柱宽度大于5m时，煤柱内部存在1.5m的弹性核区，并随着小煤柱宽度的增加而不断增大。

(2)通过对煤柱内部应力数值模拟分析得出：4308工作面回采后，煤柱内部应力显著增大，最大水平应力达到44.35MPa，集中分布在采空区一侧，影响范围为8～10m；最大垂直应力达到63.01MPa，集中分布在采空区往煤柱一侧2～8m的范围内。

(3)从理论模型计算、塑性破坏区数值模拟和煤柱的应力数值分析三个方面探讨了沿空掘巷小煤柱宽度，同时结合现场具体的生产地质情况，综合考虑各方面影响因素，最终确定小煤柱的合理宽度为10m。

(4)根据成庄矿具体的地质条件及小煤柱沿空掘巷的特点，提出了4220副巷围岩控制的对策。同时通过对动压影响下沿空巷道的数值模拟分析，制定了高预应力高强度锚杆索组合支护系统，并确定了相应支护参数。井下试验结果表明巷道服务期间围岩变形控制效果显著，为矿井后续沿空掘巷的使用提供技术依据。

[1]张 炜，张东升，陈建本，等.孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷围岩变形控制[J].中国矿业大学学报，2014，43(1)：36-42.

[2]李 磊，柏建彪，王襄禹，等.综放沿空掘巷合理位置及控制技术[J].煤炭学报，2012，37(9)：1564-1569.

[3]王德超，李术才，王 琦，等.深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究[J].岩石力学与工程学报，2014，33(3)：539-548.

[4]华心祝，刘 淑，刘增辉，等.孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J].岩石力学与工程学报，2011，30(8)：1646-1652.

[5]侯朝炯，李学华.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[J].煤炭学报，2001，26(1)：1-7.

[6]刘增辉，高 谦，华心祝，等.沿空掘巷围岩控制的时效特征[J].采矿与安全工程学报，2009，26(4)：465- 469.

[7]刘金海，姜福兴，王乃国，等.深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究[J].采矿与安全工程学报，2009，26(4)：465- 469.

[8]郑西贵，姚志刚，张 农，等.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J].采矿与安全工程学报，2012，29(4)：459-465.

[9]何富连，陈建余，邹喜正，等.综放沿空巷道围岩卸压控制研究[J].煤炭学报，2000，25(6)：589-592.

[10]康红普，牛多龙，张 镇，等.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报，2010，29(10)：1977-1987.

[11]柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2006.

[12]陆士良.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京：煤炭工业出版社，1998.

[责任编辑：林健]

Rational Width of Small Coal-pillar along Gob and Surrounding Rock Control Technology

GUO Xiang-ping1,2

(1.Coal Mining & Designing Department, Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Beijing 100013, China2.Coal Mining & Designing Branch, China Coal Research Institute, Beijing 100013, China)

Applying theoretical calculation and numerical simulation to researching rational width of small coal-pillar along gob in 4310 full-mechanized caving mining face, plastic zone range and stress distribution characteristic of coal-pillar under different coal-pillar widths was analyzed.Combining actual geological and mining condition, rational coal-pillar width was determined to be 10m.According to current supporting theory, deformation control of surrounding rock of 4220 roadway was selected.By numerically analyzing deformation characteristic of roadway influenced by mining, supporting projection of anchored bolt and cable with high pre-stress and high strength and supporting parameters were obtained.Practice showed that supporting effect of the supporting project was obvious which improved coal mining ratio and provided reference for later driving roadway along gob.

mining influence；driving roadway along gob；coal-pillar width；plastic failure zone；stress distribution

2014-06-09

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.015

国家科技支撑计划课题(2012BAK04B06)；天地科技公司研发项目(KJ-2013-TDKC-05)；天地科技开采设计事业部生产力转化项目(KCSJ-SCLZH-2012-01)

郭相平(1980-)，男，安徽庐江人，工程师，硕士研究生，长期从事巷道支护的研究与推广工作。

郭相平.采动影响沿空掘巷小煤柱合理宽度与围岩控制技术[J].煤矿开采，2014，19(6)：54-59，16.

TD353

A

1006-6225(2014)06-0054-06