倾斜中厚煤层窄煤柱沿空掘巷支护技术研究

刘延超

（云南能投威信煤炭有限公司 ，云南 昭通 657900）

1 工程背景

某矿煤层平均埋深较深，普遍达到800m以上，属于典型的深部矿井，现开采的7121综采工作面位于井田南翼，其北部为未开掘工作面，东部临近工业广场保护煤柱。工作面所采7号煤层赋存结构简单，属于全区稳定可采煤层，煤层平均倾角25°，属于倾斜煤层，煤层均厚3.4m，厚度分布上，西面平均厚度整体高于东面。7号煤直接顶为均厚6.2m的深灰色砂质泥岩，老顶为均厚5.03m的灰白色细粒砂岩，直接底为均厚4.69m的灰黑色泥岩，老底为均厚24.4m的灰白色细砂岩。7121进风巷属于沿空掘进巷道，采用矩形断面，沿着7号煤层顶板掘进，与上区段7119工作面采空区边缘留设5m小煤柱，巷道宽为4.7m，中高为2.7m；该巷道断面较大、埋深较深，且为沿空巷道，在工作面回采动压影响下，表现出强矿压现象，顶板离层、两帮移近、底板鼓起，围岩变形严重，巷道断面收缩严重，围岩稳定性大大降低，严重影响了巷道的正常使用。

2 沿空掘巷围岩应力及位移变化数值模拟研究

2.1 模型建立

以7121工作面工程地质条件为基础建立FLAC3D数值计算模型，模型岩层布置及块体划分根据工作面实际情况来进行，煤岩体物理力学参数选取如表1所示。窄煤柱按实际5m设置，7121进风巷沿上区段工作面采空区掘进，除模型顶部为自由边界外，其余边界固定，在模型顶部施加20MPa的垂直应力以代表上覆岩层载荷，侧压系数设置为1.2，模型材料选择为弹塑性模型，屈服破坏准则为摩尔-库伦模型，最终建立的计算模型如图1所示。

图1 深部大倾角窄煤柱沿空掘巷数值模型

表1 煤岩层物理力学参数

2.2 掘巷后围岩应力变化

图2 沿空掘巷后围岩应力分布规律

沿空巷道开掘后，其周边垂直应力场变化分布如图2所示，由图2可知，沿空掘巷后导致实体煤侧出现应力集中现象，在距离实体煤帮6～10m范围，应力峰值可达到50～55MPa，在距离实体煤帮20m处的上覆岩层内出现两处应力集中，应力峰值为40～45MPa，后者应力峰值小于前者但分布区域有所增加；沿煤柱中心部分及其顶底板形成一个应力分割区域，将采空区与实体煤区实现分割，该区域应力值小于原岩应力，可有效发挥煤柱的承载作用；在沿空巷道实体煤帮0～10m范围，垂直应力由0MPa快速增长至55MPa，该高应力区应力集中系数可达到2.59，随着向围岩深部转移，应力开始逐渐减小到35MPa。

2.3 掘巷后围岩位移变化

沿空掘巷后围岩位移变化如图4所示，由图可知，选用5m窄煤柱时，巷道顶板下沉量为105.1mm、底鼓量为225.6mm、顶底板累计移近量为330.7mm；窄煤柱帮和实体煤帮的位移量分别为150.8mm、133.3mm，两帮累计移近量为284.1mm；由此可知，掘巷后顶底板变形量大于巷道两帮。由位移云图还可以看出，顶板位移云图朝向窄煤柱采空区一侧范围较大，而底板位移云图朝向工作面实体煤帮一侧范围较大。

图4 沿空掘巷后围岩变形分布特征

3 倾斜中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩控制技术

3.1 沿空巷道围岩控制原则

上区段工作面回采过后，上覆基本顶岩层发生破断变形，沿采空区边缘形成砌体梁铰接结构，以实体煤侧破断点为旋转轴，该结构的稳定性同时决定了沿空巷道的围岩稳定。采空侧存在围岩大小结构，即沿基本顶破断点靠采空侧为低应力区，靠媒体深部为高应力区，因此沿空掘巷位置应布置于低应力区，即由窄煤柱、实体煤帮、上覆顶板构和下覆底板构成的空间内，沿空巷道围岩控制的重点也在于控制该空间围岩的稳定性。上述区域任一部分发生失稳变形均会导致巷道支护系统的失效，针对不同的围岩结构特点需采取相应的支护方式，以确保沿空巷道围岩的稳定性。

基于上述分析提出采用非对称支护技术，即以锚杆（索）支护为主，同时在顶板和两帮交界处安装顶角和底角锚杆、在窄煤柱帮安装补强锚索，综合控制巷道围岩变形。深部倾斜中厚煤层窄煤柱沿空掘巷所处空间围岩应力环境复杂，窄煤柱同时受到上区段工作面回采动压影响及掘巷引起的应力集中影响，因而煤柱围岩破坏快速由浅部转向深部，通过高强锚杆+锚索+金属网+托盘的耦合支护体系，最终实现沿空巷道围岩的稳定。

3.2 沿空巷道支护方案

7121工作面进风巷沿空巷道支护示意图如图5所示。顶板支护：锚杆选用直径为22mm、长度为2400mm的高强度让压锚杆，每排布置7根，中间5根垂直于巷道顶板布置，靠近窄煤柱帮锚杆与顶板垂直方向呈25°布置，靠近实体煤帮锚杆与顶板垂直方向呈15°布置，锚杆间距和排距均为750mm；锚索选用直径为18.9mm、长度为8000mm的钢绞线锚索，顶锚索间距为2500mm、排距为1500mm。巷帮支护：窄煤柱帮布置5根直径为22mm、长度为2400mm的高强锚杆，中间3根垂直于巷帮布置，靠近顶板锚杆与水平方向呈20°布置，靠近底板锚杆与水平方向呈15°布置，间距和排距均取750mm，作为加强支护在巷帮中央布置1根直径为18.9mm、长度为8000mm的补强锚索，锚索排距按1500mm取；实体煤帮布置3根锚杆，上部2根垂直于巷帮布置，靠近底板锚杆与水平方向呈15°布置。底板支护：在两帮底角处与竖直方向呈45°各布置1根底角锚杆。为了加强支护强度，上述锚杆均加长端部锚固长度，每根锚杆配备CK2330和M23602树脂锚固剂各一支。辅助支护参数：钢筋梯子梁选用直径为14mm的圆钢焊接而成，菱形金属网网格边长为50mm，选用直径为3.4mm铁丝，托盘选用长宽均为120mm、厚度为12mm的方形托盘。

图5 巷道支护断面图

3.3 工程应用及效果观测

巷道支护完成后，为对支护效果进行验证，在7121进风巷内建立矿压观测站，对巷道掘进阶段和回采阶段围岩变形进行持续观测，绘制如图6所示的巷道围岩变形曲线。

图6 7121进风巷围岩变形量

由图（a）可知，在巷道掘进初期巷道围岩变形量及变形速度较大，在巷道掘进完成20d内，巷道围岩快速变形，顶底板移近速度达到9.8mm/d，两帮移近速度达到10.1mm/d，20d时围岩变形逐渐达到收敛，最终顶底板移近量为205mm，两帮移近量为230mm，整体来看，巷道掘进阶段围岩稳定性良好。由图（b）可知，超前工作面150m巷道围岩开始出现变形，随着工作面的不断推进，巷道围岩变形开始缓慢增加，当距离工作面40m时，巷道围岩变形速度加快，当距离工作面20m时，巷道围岩变形速度陡增，顶底板移近速度达到25mm/d，两帮移近速度达到23mm/d，工作面推进到测站位置时，最终顶底板移近量580mm，两帮移近量为992mm，围岩变形处于可控范围，满足生产需求。

4 结 论

1）通过数值模拟手段对留窄煤柱沿空掘巷后围岩的应力及位移变化情况进行了分析，掘巷后围岩应力峰值出现在距离实体煤帮6～10m范围，沿煤柱中心部分及其顶底板形成一个应力分割区域，将采空区与实体煤区实现分割，该区域应力值小于原岩应力，可有效发挥煤柱的承载作用；掘巷后顶底板变形量大于巷道两帮。

2）通过沿空掘巷围岩结构分析，提出采用非对称支护技术，即以锚杆（索）支护为主，同时在顶板和两帮交界处安装顶角和底角锚杆、在窄煤柱帮安装补强锚索，综合控制巷道围岩变形。工业性试验结果表明，采用该支护方式可有效控制沿空巷道围岩变形，实现了工作面的安全高效回采。