窄煤柱综放回采巷道围岩稳定性分析及控制技术*

王虎胜黄 肖席朝东，3杨亚峰贺冲冲刘斌慧，3

（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083；2.山西潞安矿业（集团）有限责任公司，山西省长治市，046100；3.中国矿业大学（北京）煤炭资源与安全开采国家重点实验室，北京市海淀区，100083）

窄煤柱综放回采巷道围岩稳定性分析及控制技术*

王虎胜1，2黄 肖1席朝东1，3杨亚峰1贺冲冲1刘斌慧1，3

（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083；2.山西潞安矿业（集团）有限责任公司，山西省长治市，046100；3.中国矿业大学（北京）煤炭资源与安全开采国家重点实验室，北京市海淀区，100083）

基于郭庄煤矿2304综放面运输巷具体地质及生产条件，采用数值模拟对不同煤柱宽度下沿空掘巷围岩应力分布特征进行深入分析。通过构建综放沿空掘巷弧形三角块结构模型，揭示综放面沿空掘巷围岩稳定性机理。根据现有巷道支护理论，提出树脂加长锚固高强锚杆支护系统并进行锚索补强的围岩控制技术。现场实践应用表明：支护方案对综放沿空掘巷围岩变形控制效果显著。

综放工作面 沿空掘巷 窄煤柱 应力分布特征 围岩控制

1　工程概况

2304综放面位于郭庄煤矿井田西北部，埋深400～500 m，平均埋深450 m。2304综放面西部为2305工作面采空区，东部为2303工作面采空区，属孤岛工作面。此工作面开采山西组中下部3#煤层，采放比1∶1.05，煤层赋存稳定，根据3131、3132钻孔情况分析，煤层厚度为5.65～5.85 m，平均5.73 m，含0～3层夹矸，块状为主，局部为粉状，存在水平层理。3#煤层普氏系数为1.0左右，直接顶为灰黑色砂质泥岩，平均厚度为4.0 m；基本顶为灰白色中砂岩，平均厚度5.6 m；直接底为中砂岩，成分以石英长石为主，含黑色矿物、云母及植物化石，平均厚度为2.6 m。为优化采区巷道布置，提高煤炭采出率，计划在2304综放面区段运输巷采用留窄煤柱沿空掘巷方式。2304综放面平面巷道布置见图1。

图1　2304综放面巷道平面布置图

2　综放沿空掘巷围岩应力分布特征

2.1数值模型建立

为了解综放沿空掘巷在窄煤柱护巷下的稳定性，采用有限差分数值计算软件FLAC3D对不同宽度煤柱条件下的矿压显现规律进行研究。以郭庄煤矿2304综放面为原型，建立数值模型尺寸为90 m×50 m×40 m，模型的前后左右边界滚动铰接，下边界固定铰接，上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量。数值试验包括6个方案，各方案煤柱宽度分别为4 m，6 m，8 m，12 m，16 m，20 m。各岩层及其力学参数如表1所示。

表1　岩层物理力学参数表

2.2模拟结果分析

综放沿空掘巷围岩的垂直应力分布规律与护巷煤柱宽度紧密相关。随着煤柱宽度的减小，实体煤帮中垂直应力集中范围逐渐加大，应力集中系数不断增高，但煤柱宽度过小时，由于煤帮承载过大而变形卸压，其垂直应力集中程度则降低。巷道顶底板内垂直应力沿水平方向呈拱形分布，应力大小及应力峰值点位置与煤柱宽度的关系不明显。窄煤柱的承压状态直接关系到上部基本顶的稳定，继而影响整个回采巷道的稳定性。因此，为掌握窄煤柱在综放沿空掘巷下的受力情况，需进一步监测煤柱内的应力变化。

不同煤柱宽度下煤柱体内垂直应力变化曲线如图2所示。

图2　不同煤柱宽度下煤柱体内垂直应力变化曲线

由图2可知:当煤柱宽度较小时，垂直应力呈单峰值连续分布，应力峰值点位于煤柱中心靠采空区一侧；煤柱宽度超过一定值时（如10 m时），煤柱叠加支承应力呈现巷道侧低、采空区侧高的不对称马鞍形分布。当煤柱过窄为4 m时，煤柱在倾向支承压力作用下，整体处于塑性破坏状态，使得煤柱的垂直应力小于原岩应力（γH=11.25 MPa）；煤柱为8 m时，响应叠加应力呈现很强的承载能力，且在中部存在一定范围的弹性区。不同宽度煤柱垂直应力低于原岩应力的范围为2.1～4.0 m，则窄煤柱两侧破碎总深度约为2.1～4.0 m。

3　窄煤柱综放回采巷道围岩稳定性分析

窄煤柱综放回采巷道基本顶在掘巷前垮落形成弧形三角块结构，即在工作面端头部位的破断面呈弧形，形成弧形三角块B，弧形三角块B与实体煤侧的岩体A、采空区侧的块体C形成铰接结构，如图3（a）所示。

巷道掘进会扰动围岩支承压力的分布，加剧围岩节理裂隙贯通，在煤体内形成破碎区，从而降低窄煤柱自身稳定性及承载能力。因此，窄煤柱内必须存在一定宽度的弹性区，以便锚杆有着力基础，从而保证窄煤柱小结构的稳定性。然而，巷道掘进引起的围岩扰动只是小范围内的应力调整，不会对基本顶弧形三角块铰接结构的稳定性产生较大影响。弧形三角块结构承载着上覆岩层大部分载荷，其自身的稳定会对下方沿空回采巷道起到拱形保护作用，使得巷道维护较容易。

随着本工作面的推进，基本顶岩层达到极限强度，沿工作面倾向呈O-X破断，因而在沿空巷道实体煤侧形成弧形三角块体A。由于煤层采出，弧形三角块A有较大的回转下沉空间，将以A、B岩块铰接线为旋转轴向本工作面采空区运动。沿空巷道上方弧形三角块体B在本工作面采动影响下，向上区段采空区回转下沉，同时由于与块体A铰接约束的减弱而加剧了下沉的速度。弧形三角块结构位态的改变，使综放面前方一定范围沿空掘巷围岩大结构的稳定性恶化，造成巷道围岩应力剧烈调整，严重破坏了巷道围岩稳定性，增大巷道维护难度。沿空掘巷回采期间弧形三角块体结构模型如图3（b）所示。

油炸食物。高脂肪的油炸食物可导致胆囊收缩素分泌增加，造成胆汁反流，加重对胃黏膜的腐蚀作用，不利于黏膜修复。此外，油炸食物的胃排空时间较长，从而使胃酸分泌增加。

图3　综放沿空掘巷弧形三角块结构模型

4　综放沿空掘巷围岩控制技术

4.1控制对策

针对2304综放面的具体地质及生产条件，结合沿空掘巷围岩应力分布特点及围岩稳定性力学作用机理，提出了2304综放面运输平巷围岩控制对策。

（1）留设合理宽度的煤柱。保证在宽度尽量小的情况下，使煤柱处于支承压力降低区，又能充分发挥其承载能力。通过分析2304运输巷围岩应力的分布情况及煤柱垂直应力的监测数据，可确定2304综放回采巷道煤柱宽度为8 m。

（2）提高综放沿空掘巷顶板支护强度。沿空掘巷上方弧形三角块体在回采动压的扰动下，大幅度回转下沉，加剧了顶煤和直接顶的离层漏冒。为减小顶板下沉量，增强顶板的完整性，可采用高强锚杆索组合支护系统加强支护，将顶板岩层压力转移至围岩深处。

（3）增强窄煤柱的承载能力。窄煤柱因上区段回采与沿空掘巷的影响，整体处于塑性破坏状态，同时关系到上覆基本顶岩块铰接结构的稳定性，必须要具备足够承载能力。锚杆锚固方式应采用加长锚固，并用钢带、钢筋托梁与金属网护表，提高煤柱的强度和整体承载性能，避免发生片帮。

（4）增加沿空掘巷巷帮锚杆长度和支护密度。沿空掘巷巷帮存在一定宽度的破碎区，为充分发挥锚杆的锚固效用，需增加锚杆长度，同时，增加支护密度可提高锚杆的支护强度。

4.2巷道支护参数的确定

根据2304综放面运输巷围岩环境，依据控制对策，结合高预应力支护技术，提出采用树脂加长锚固高强锚杆支护系统并进行锚索补强，并确定支护参数。

（1）顶板支护。顶板采用ø22 mm×2400 mm左旋无纵筋螺纹钢高预应力锚杆，锚杆间排距900 mm×900 mm，每排布置5根锚杆，其中两肩窝锚杆与竖直方向夹角为10°；每根锚杆采用两支树脂药卷加长锚固，即MSK2335和MSZ2360各1支，锚固长度为1200 mm。托板采用拱型高强度托盘配合球形垫圈和减阻尼龙垫圈，承载能力不低于230 k N；护顶金属网网孔规格为50 mm×50 mm，网片为4400 mm×1000 mm。顶板锚杆预紧扭矩要高于300N·m。

顶板锚索采用规格为ø18.9 mm×6300 mm、1×7股高强度低松弛预应力钢绞线锚索；每条锚索1支MSK2335和2支MSZ2360低粘度树脂锚固剂锚固，钻孔直径为30 mm，锚固长度为1500 mm；每两排锚杆打1根锚索，排距为1800mm。锚索托盘采用高强度可调心托板及配套锁具，规格为300 mm×300 mm×16 mm。顶板锚索预紧力为150～200 k N。

（2）巷帮支护。沿空巷道帮采用的锚杆与顶板锚杆相同，每根帮锚杆采用1支MSZ2360树脂药卷端部锚固。锚杆排距为900 mm，每排每帮3根锚杆，间距为1100 mm，其中靠近顶板的两根锚杆与水平线呈10°。钢筋托梁采用ø14 mm的钢筋焊接而成，长宽为2400 mm×80 mm；托板采用拱型高强度托盘配合球形垫圈和减阻尼龙垫圈；采用金属网护帮，网孔规格为50 mm×50 mm，网片为2400 mm×1000 mm。巷道支护断面图如图4所示。

图4　支护断面图

4.3巷道支护效果监测

为检验郭庄煤矿2304综放面运输巷的支护效果，采用十字交叉法对巷道围岩变形量进行实测，结果如图5所示。

图5　回采期间沿空巷道围岩变形

由图5可知，回采期间工作面前方100 m范围外受采动影响弱，巷道围岩变形量小，基本处于稳定状态；工作面前方40～80 m受回采扰动较大，巷道变形速度加快，收敛量明显增加；工作面前方20 m范围内为支承压力增压区，围岩变形量大，顶板最大下沉量及两帮最大移近量分别为200 mm和387 mm。由此可知，2304综放面回采巷道围岩变形得到有效控制，围岩变形量较小，巷道围岩整体稳定性较好。

5　结论

（1）综放沿空掘巷随着护巷煤柱宽度的减小，两帮垂直应力集中程度增高，但煤柱宽度过小时，其垂直应力集中程度反而降低；2304运输巷留设合理煤柱宽度为8 m，窄煤柱两侧破碎总深度约为2.1～4.0 m。

（2）2304综放面回采阶段，沿空掘巷上方弧形三角块结构位态发生变化，使巷道稳定性遭到恶化。提出了合理留设煤柱宽度，加强顶板和窄煤柱的控制，加大锚杆长度与支护密度的围岩变形控制对策。

（3）现场实践应用表明采用树脂加长锚固高强锚杆支护系统并进行锚索补强支护方案对综放沿空掘巷围岩变形控制效果显著。

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Stability analysis and control technology of surrounding rock in fully mechanized mining roadway with narrow coal pillars

Wang Husheng1，2，Huang Xiao1，Xi Chaodong1，3，Yang Yafeng1，He Chongchong1，Liu Binhui1，3
（1.Faculty of Resources&Safety Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China；2.Lu'an Group Co.，Ltd.，Changzhi，Shanxi 046100，China；3.State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Mining，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China）

Based on the geological and production conditions of haulage roadway at No.2304 fully mechanized caving face in Guozhuang Coal Mine，the stress distribution characteristics of surrounding rocks in gob-side entry driving with different coal pillar width were deeply analyzed by numerical simulation.Through building the arc triangular block structure model for gob-side entry driving in fully mechanized caving face，the mechanism of the surrounding rock stability was revealed.According to the present roadway support theories，the surrounding rock control technology was proposed，which is a resin extended and high-strength rock bolting and anchor cable reinforcement system.Field practical application showed that the supporting scheme had obvious effect on surrounding rock deformation control in gob-side driving entry of the fully mechanized caving face.

fully mechanized caving face，the gob-side entry driving，narrow coal pillar，stress distribution characteristics，surrounding rock control

TD353

A

王虎胜（1974-），山西长治人，高级工程师，中国矿业大学（北京）在读博士研究生，现任山西潞安郭庄煤业有限责任公司党委书记、总经理，主要从事采矿与安全方面的技术与管理工作。

（责任编辑 张毅玲）

煤炭资源与安全开采国家重点实验室大学生科技创新计划基金项目（SKLCRSM14CXJH04）