红庙矿护巷煤柱合理留设宽度及支护结构研究与应用

宋 洋 张向东 祝百茹 于国旺

(辽宁工程技术大学土木与交通学院，辽宁阜新123000)

我国的主要能源中煤炭占首要位置，煤炭在国民经济建设中有着非常重要的战略意义。在中国所有煤矿内巷道长度总和已超过3万km，而且绝大部分巷道受到采动破坏的影响。一般情况下都采用留设煤柱的方法对受采动影响的巷道进行护巷，但是随着社会的发展，人类对煤炭需求量的增加，煤矿开采越来越深部化，巷道的原岩应力也随之增加，护巷难度也越来越大。护巷煤柱的要求也越来越高［1-4］。彭文庆［5］认为要得到合理的护巷煤柱宽度必须从煤柱的屈服宽度入手，而利用弹塑性极限平衡理论可以得到煤柱的屈服宽度。王其芳［6］经过对断层的研究，得到在保护煤柱留设方法中岩层的移动角对煤柱的留设具有极其重要的意义。陈金国［7］运用统计分析的方法，对巷道处于围岩不稳定条件下进行研究，得到煤柱尺寸的计算方法。胡炳南［8］认为要得到煤柱的合理留设尺寸，必须考虑到煤柱的强度，经过大量实验研究，推导出了在煤柱裂隙面计算剪力强度安全系数的公式。目前的研究中怎样确定煤柱的合理宽度一直没有统一的标准。

本研究通过试验测试煤层及周围岩体的力学基本参数，利用有限差分软件建立井下采场模型，分析留设不同煤柱宽度时，煤柱内塑性破坏区分布，最终确定煤柱合理的护巷宽度。对采用最佳煤柱宽度支护前后的巷道稳定性进行对比分析，并采用强力约束小煤柱的支护方案，提升巷道支护水平，为相关工程设计提供科学依据。

1 工程概况

赤峰市元宝山红庙矿，2621工作面东西部为地表采煤沉陷区，工作面地表地形起伏变化较大，井下位置位于南翼采区。该工作面由北向南，二层煤分岔为二1层煤与二3层煤。二1层煤0.46～1.77 m，平均0.9 m，由北向南呈变薄趋势，本工作面开采二3层煤。工作面煤层分叉合并线以北煤层及夹矸情况:自上而下第一层夹矸0.3～1.24 m，平均0.7 m，由东向西、由北向南是厚度逐渐增加;岩性由北向南，由松软的炭质泥岩变为相对较厚且较硬的灰黑色粉砂岩;第一层夹矸上煤厚1.09～3.14 m，平均2.2 m，由北向南呈变薄趋势。夹矸下煤较稳定，12.12～19.97 m，平均16.83 m。工作面煤层合并线以南煤层及夹矸情况:自上而下第一层夹矸由北向南增厚，0.4～2.3 m，平均1.0 m，由北向南增厚，夹矸上煤厚0.2～0.9 m，平均0.4 m，由北向南厚度变小，夹矸下煤厚14.28～17.15 m，平均15.85 m。工作面底部一般有二层夹矸，夹矸厚度和岩性都变化较大，不稳定。北段:第一层夹矸厚度0.41～2.98 m，平均1.8 m;夹矸下煤厚1.15～1.28 m，平均1.23 m;第二层夹矸厚度0～1.96 m，平均0.65 m，夹矸层岩性为砂质泥岩或粉砂岩。夹矸下煤厚0～1.25 m，不稳定，平均0.42 m。南段:第一层夹矸厚度0.3～1.74 m，平均0.98 m，夹矸下煤厚1.93～2.79 m，平均2.29 m;第二层夹矸厚度0～0.59 m，平均0.2 m，夹矸下煤厚0～1.52 m，平均0.5 m。

2 煤体力学性能试验

为保证研究的实施，需要进行煤的物理力学性质的测定，分别为抗压强度、抗拉强度、内聚力、内摩擦角、弹性模量、泊松比。在煤矿的第四和第五分层不同地点取多块煤样。用切片机切成不同大小的长方体试样，用取芯机钻取50 mm×100 mm的圆柱体试件，再用磨石机把试样两端磨平。分别进行煤的单轴抗压试验、抗拉试验、剪切试验和变形试验，获取煤体的各种力学参数，具体如表1所示。

表1 试件力学参数Table 1 Mechanical parameters of samples

3 煤柱理论计算

根据巷道围岩的塑性区宽度建立理论公式，计算煤柱弹性区域，以保持煤柱的稳定性。在煤柱中部设置宽度为2M的范围作为弹性区。所以，护巷煤柱保持稳定性宽度B为

式中，x1为采空区侧塑性区宽度，m;x2为巷道侧塑性区宽度，m;2M为煤柱中部弹性区宽度，m。

运用岩体的极限平衡理论按下式计算煤柱采空区一侧煤柱的塑性区宽度x1，即

式中，m为煤层采高，3.7 m;λ为侧压系数，λ=μ/(1－μ)，μ为泊松比;为煤体内摩擦角;Co为煤体黏聚力，1 520 kPa;k为应力集中系数，当煤抗压强度低于25 MPa时，k取值为2.5;H为巷道埋藏深度，300 m;γ为岩层平均体积力，25 kN/m3;Po为支护阻力，一般取Po=0.1 MPa;d为开采扰动系数，d=1.5～3，取3;A=0.3/(1－0.3)。

根据松动圈理论，巷道开挖后围岩平衡状态被破坏，邻近周边的围岩首先破碎，并逐渐向深部发展，直到一定深度重新达到平衡为止，围岩中产生非弹性部分即为塑性区。把矩形巷道等效圆形巷道，则塑性区宽度x2为

式中，Ro为巷道等效圆半径，2.35 m;PY为原岩应力，PY=25×300×103=7.5 MPa;CY为围岩黏结力，1.52 MPa;φ 为围岩内摩擦角，33°。

所以煤柱的宽度为B=9.05+2×3.7+3.83=20.28 m，通过理论计算，煤柱宽度应至少为20.28 m。

4 数值模拟

4.1 模型建立

煤层一旦开采，四周围岩的原始应力都会发生改变，出现变形和位移，如果变形过大的话就会出现破坏，影响的范围一般很大。正常情况顶板的变形远大于底板的变形，所以本次模拟主要反映顶板的破坏情况，模拟的范围也以顶板岩层为主。但为了考虑煤层的整体性，模型的确定必须包括底板。模型的大小为长度100 m、高度40 m、厚度10 m。荷载σz按式(4)得到，模型底部边界设定为全约束，上部边界设定为自由边界条件，前后左右边界条件设定为，x，y方向固定，z方向自由。

式中，γ为上覆岩层的体积力，kN/m3;H为模型顶界距地表的深度，m。水平方向上加上侧向应力，侧向应力由自重应力所产生，由下式确定:

式中，σz为竖向应力，MPa。

本次模拟的煤层及周围岩体的力学参数见表2。

表2 围岩材料参数Table 2 Material parameters of surrounding rock

4.2 结果分析

(1)由图1可知，煤柱宽度15 m时(图1(a))，巷道侧塑性区与采空区塑性区贯通，无弹性区，煤柱不稳定巷道被压坏。煤柱宽度20 m时(图1(b))，巷道侧塑性区6 m，采空区侧塑性区11 m，塑性区之间有弹性区，但是弹性区只有3 m，小于2倍的巷道采高，即小于7.4 m，受到采动压力影响，煤柱中央将不存在稳定的弹性区，整个煤柱将全部处于塑性区范围，煤柱与巷道的安全性较低。煤柱宽度25 m时(图1(c))，巷道侧塑性区5 m，采空区侧塑性区10 m，塑性区之间弹性区10 m，大于两倍的采高，即大于7.4 m，煤柱稳定，巷道安全。煤柱宽度30 m时(图1(d))，巷道侧塑性区4 m，采空区侧塑性区10 m，塑性区之间弹性区16 m，大于2倍的采高，煤柱稳定，巷道安全。由此可知:保护煤柱宽度越大，巷道与采空区塑性区范围越小，巷道越稳定。煤柱宽度25 m以下巷道稳定性受影响较大，25～30 m较为合理。

(2)由图2与图3可知，顶底板最大移近量为19.79 cm(煤柱宽度为 15 m时)，最小移近量为6.184 cm(煤柱宽度为30 m时)。左右帮最大收敛量为35.968 cm(煤柱宽度为15 m时)，最小移近量为11.058 cm(煤柱宽度为30 m时)。由此可得，煤柱宽度15～25 m时顶底板、左右帮收敛量曲线变化幅度大，移近量数值大，说明巷道位移变化不稳定，煤柱被压坏。而25～30 m之间曲线比较接近且平缓，说明巷道位移变化较稳定，煤柱没有被压坏，巷道安全。煤柱宽度25～30 m较为合理。

图1 不同煤柱宽度的巷道塑性区Fig.1 Plastic zone of roadway in different coal pillar's width

图2 巷道顶、底板位移图Fig.2 Displacement of roadway roof and floor

图3 巷道两帮收敛值Fig.3 Convergence value of two sides of roadway

5 加固治理

红庙矿巷道采用强力约束小煤柱的方法进行加固，即锚索+大钢板+注浆+喷射混凝土的联合加固方法，通过高预紧力锚索和大钢板对煤柱施加围压，并通过注浆使煤柱内破碎岩体和稳定岩体黏合在一起，使煤柱更加完整，改善了其自撑能力。

左帮(靠煤柱侧)通过锚索+大钢板+注浆的强力约束方法进行支护，预应力锚索与钢板可以有效加固煤柱，注浆既可以把锚索与煤体之间的间隙填满增加锚索的可靠性，又能进一步扩散到周边松散的煤体，把已破碎的岩块黏结到一起，提高煤柱的整体性和承载能力，从而改善巷道支护效果。与只用锚索支护的结构相比，锚索加注浆不但加固了周围煤岩，而且加强了锚索的着力基础，是一种有别于金属钢架被动支护的主动支护形式。它具有初期支撑强、增阻能力好、承载能力高的特性，能够比较好地解决应力较高地区、采动影响巷道、断层带附近以及软岩地层围岩松动与大变形造成的锚固力急剧衰减的难题。并且通过注浆，可有效堵塞煤柱的孔隙，防止瓦斯及水的渗入。

锚索选用17.8 mm钢绞线锚索，采用树脂锚固剂来实现端头锚固，注浆采用水泥－水玻璃双液浆，托盘采用400 mm×400 mm×20 mm钢板托盘，通过大钢板增加对左帮的封闭面积，从而提高对围岩的约束，增加支护强度。锚杆采用20 mm的左旋无纵筋螺纹钢，托盘采用150 mm×150 mm×10 mm钢板托盘。本次设计采用 CK2370树脂锚固剂，一根CK2370锚固剂的锚固长度为600 mm。支护参数见表3，断面支护结构如图4所示。按设计进行支护后结果如图5与图6所示，巷道顶底板移近量减少50.3%，左右帮收敛量减少81.0%，说明本次支护设计较好的控制了围岩变形，达到了设计目标。

表3 2621运输顺槽支护参数Table 3 Support parameters of 2621 transport gateway

图4 2621断面支护结构Fig.4 Supporting structure of 2621 section

◆—支护前;■—支护后

图6 支护前后巷道左右帮收敛量Fig.6 Convergence value of two sides of roadway before and after supporting

6 结论

(1)保护煤柱宽度越大，巷道与采空区塑性区范围与位移量越小，巷道越稳定，最终确定煤柱留设宽度为25 m。

(2)2621运输顺槽巷道采用强力约束小煤柱的方法进行加固，即锚索+大钢板+注浆+喷射混凝土的联合加固方法，使得顶底板移近量减少约为50.3%，左右帮收敛量减少约为81.0%，说明设计方案可有效控制巷道变形。

［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.Zhang Wei，Zhang Dongsheng，Chen Jianben，et al.Control of surrounding rock deformation for gob-side entry driving in narrow coal pillar of island coalface［J］.Journal of China University of Mining＆Technology，2014，43(1):36-42.

［2］ 鞠金峰，许家林，朱卫兵，等.神东矿区近距离煤层出一侧采空煤柱压架机制［J］.岩石力学与工程学报，2013，32(7):1321-1330.Ju Jinfeng，Xu Jialin，Zhu Weibing，et al.Mechanism of support crushing while mining out of upper goaf-side coal pillar in close distance seams of Shendong mining area［J］.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2013，32(7):1321-1330.

［3］ 屠洪盛，屠世浩，白庆升，等.急倾斜煤层工作面区段煤柱失稳机理及合理尺寸［J］.中国矿业大学学报，2013，42(1):6-11.Tu Hongsheng，Tu Shihao，Bai Qingsheng，et al.Instability of a coal pillar section located at a steep mining face:Pillar size selection［J］.Journal of China University of Mining ＆Technology，2013，42(1):6-11.

［4］ 郭力群，彭兴黔，蔡奇鹏.基于统一强度理论的条带煤柱设计［J］.煤炭学报，2013，38(9):1563-1567.Guo Liqun，Peng Xingqian，Cai Qipeng.Design of strip coal pillar based on the unified strength theory［J］.Journal of China Coal Society，2013，38(9):1563-1567.

［5］ 彭文庆，王卫军，李青锋.不同断层倾角条件下防水煤柱合理宽度的研究［J］.采矿与安全工程学报，2009，26(2):179-152.Peng Qingwen，Wang Weijun，Li Qingfeng.Reasonable width of waterproof coal pillar under the condition of different fault dip angles［J］.Journal of Mining ＆ Safety Engineering，2009，26(2):179-152.

［6］ 王其芳.断层保护煤柱留设的方法研究［J］.有色金属:矿山部分，2006，58(5):6-7.Wang Qifang.Research on method of fault protection pillar［J］.Nonferrous Metals:Mining Section，2006，58(5):6-7.

［7］ 陈金国.不稳定围岩区段煤柱尺寸的确定［J］.矿山压力与顶板管理，2000(4):39-41.Chen Jinguo.Pillar size determination of unstable rock section coal［J］.Journal of Mining ＆ Safety Engineering，2000(4):39-41.

［8］ 胡炳南.煤层群条带开采优化设计原则［J］.煤炭工程，2000(4):3-5.Hu Bingnan.Optimization design principle of coal seam group of strip mining［J］.Coal Engineering，2000(4):3-5.