王家岭综放厚煤层工作面窄煤柱护巷围岩控制技术研究

张 涛 ，郝兵元

（1.太原理工大学，山西太原030024；2.山西中煤华晋集团王家岭矿，山西 运城043300）

0 引 言

我国绝大多数煤矿的开采方法都属于井工开采方法，因此回采巷道的支护是矿山开采中的重中之重，巷道的支护是煤矿开采中需要首要考虑的因素，可靠的支护技术是矿井安全、高效生产的基础。在我国传统采矿中，通常都是采用较宽的区段煤柱维护回采工作面与巷道之间的稳定，但是这种方法对煤炭的采出率影响很大并且造成了较大的资源浪费。

近几十年，我国的学者为解决煤矿采用区段煤柱护巷时造成较大的资源浪费，采出率较低等问题，对无煤柱护巷或窄煤柱护巷技术进行了深入等研究，例如侯朝炯等[1]针对综放沿空掘巷围岩的特点,提出了综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理,为锚杆支护的成功应用提供了理论依据；柏建彪等[2]通过数值计算分析,研究了综放沿空掘巷围岩变形及窄煤柱的稳定性与煤柱宽度、煤层力学性质及锚杆支护强度之间的关系；谢光祥等[2]在较薄厚煤层综放面倾向煤柱支承压力现场实测的基础上,应用弹塑性极限平衡理论,考虑煤层厚度及倾角的影响,分析得出综放面倾向煤柱支承压力峰值位置的计算式及分布规律。以上等众多学者给出了研究此类窄煤柱问题的重要思路，因此基于实际问题对王家岭矿窄煤柱问题进行研究，为相似矿井的研究提供可靠性依据。

为解决王家岭煤矿留设20m 区段煤柱存在着造成资源浪费较大、煤炭采出率较低以及在工作面回采巷道矿压显现强烈等问题为解决上述问题，基于王家岭煤矿20108 工作面为实际生产地质条件，采用理论计算、分析、井下实测煤柱应力等方法确定窄煤柱的合理宽度；并对回采巷道的支护进行设计。

1 工程背景

王家岭矿位于山西省河津市固镇村北王家岭，设计生产能力为600 万t/a，矿井主副井均采用平硐开拓，主平硐铺设胶带输送机输煤，副平硐采用无轨胶轮车进行辅助运输，采煤工艺为综采放顶煤。20108工作面位于王家岭煤矿的201 盘区的西翼，201 工作面面长260 m，推进长度1200 m，工作面地表位于乡宁县栆岭乡，区内无村庄，地面标高+700 m～+800 m，20108 工作面所采煤层为2 号煤层，煤层厚度约为5.96～7.52 m，平均厚度6 m。煤层倾角小，平均约为3°左右。煤层结构较为复杂，层理裂隙较发育，为半暗～半亮型煤，一般含1～2 层碎块～粉末状泥岩、炭质泥岩夹矸。顶底板结构见表1。

表1 顶底板结构表

2 厚煤层综放面侧向支承压力演化规律

2.1 采空区稳定前侧向支承压力分布

工作面回采之后，工作面上覆岩层会随之垮落形成采空区，其原有的应力状态会被破坏，根据矿压理论可知，当工作面回采过后，开采后的上覆岩层所形成的结构，是由“煤壁—已经冒落的矸石”来共同支撑上覆岩层的重量，因此其上覆岩层的应力峰值会向实体煤侧发生转移。掌握上区段工作面回采过程中侧向支承压力的演化规律对巷道位置以及窄煤柱的宽度有着指导性的作用。

侧向支承压力的演化是由工作面端部结构变化引起的。在工作面刚推进过后，由于图1 中A 岩块尚未断裂，三角滑移区还未形成，侧向支承压力曲线的分布悬臂梁控制，其分布如图1 所示。

图1 采空区稳定前侧向支承压力分布

由上图可知，侧向支承压力受到低位关键层和高位关键层及其以上岩层运动的影响。应力变化趋势为沿着工作面的倾向方向从回采巷道开始应力逐渐增大并达到峰值且这部分为塑性区，峰值过后开始逐渐减小并减小到原岩应力。

2.2 采空区稳定后侧向支承压力分布

上区段工作面回采过后一定时间后，由于受到采空区的影响工作面端部结构会形成三角滑移区，其运动特征三角滑移区及其上覆岩层会在采空区的一侧发生回转下沉，与煤柱上方的岩体会形成铰接结构，其作用于下方的载荷会分解为沿采空区方向的力与下方的煤岩体的载荷，使得煤柱上方的应力有所减小，稳定后侧向支承压力分布曲线如图2 所示。

图2 采空区稳定后侧向支承压力分布

采空区稳定后，侧向支承压力峰值有所降低，范围有所增大，范围增大的原因在于经历高值支承压力的影响塑性区的范围增大，致使采空区稳定后侧向支承压力影响范围增大。

通过分析采空区稳定前后的侧向支承压力的分布，可以了解采空区的侧向支承压力均呈现先升高后降低最会趋于稳定的状态的规律，其沿着采空区煤壁可将支承压力分为稳定后应力降低区、应力增高区、原岩应力区，因此了解应力降低区的范围并将巷道以及煤柱布置与其中，会使巷道的围岩变形以及煤柱的变形得到很好的控制，对于矿井的安全有着重要的意义。

3 煤柱应力监测

了解上工作面回采后煤体内的侧向支承压力分布规律，确定应力变化的范围是选择巷道位置以及煤柱合理尺寸的依据。

为监测和分析煤柱承载应力的变化情况，掌握整个煤柱的应力分布、分析临近工作面开采后煤柱应力的变化规律及安全性、分析煤柱承载应力与煤柱变形的相互关系。在20105 工作面轨道顺槽距工作面前方50m 煤柱侧安装围岩（钻孔）应力测点，顺槽内共布置安装1 组应力测点，安装6 个围岩应力传感器，其中钻孔深度分别为2m、4m、6m、9m、12m、15m，孔间距为2m。

图3 煤柱应力计布置图

图4 煤柱应力计现场安设

图5 煤柱应力监测结果（实测）

由图5 可知，测点距工作面5～15m 前，煤柱应力随工作面推进不断增大，之后略为减小，煤柱应力峰值位于深度6m 处，其值为26.2MPa，表明塑性破坏深度为6m。深度9m 和12m 处煤柱应力较深度6m 处大幅降低与现有研究大为不符，这是因为需要的钻孔直径Φ42mm 与实际Φ50mm 不符，这造成塑性破坏区内钻孔塌孔，煤柱应力可传递至传感器，而弹性核区内钻孔变形较小，煤柱应力难以传递至传感器的情况。结合现有研究成果，对煤柱侧向支承压力分布曲线推测如图6 所示。

图6 侧向支承压力分布曲线（推测）

由图6 侧向支承压力分布曲线可知，煤柱的应力峰值位于距煤壁侧17m 处，峰值为28MPa，应力降低区范围约为12m，沿空巷道应完全处于该区域内，由于巷道的宽度为5.2m，因此窄煤柱的合理留设宽度应为3～7m。

4 合理煤柱宽度的确定

上区段工作面回采过后，其上覆岩层的关键层在实体煤的上方断裂，侧向煤体侧向煤体由煤壁至深部依次存在应力降低区、应力升高区和原岩应力区。为了保证巷道处于应力降低区，应时煤柱的宽度尽可能小，但是窄煤柱的合理宽度也存在这一定的范围，煤柱过窄时，煤柱的承载能力小，不利于巷道的稳定，且维护成本较高；煤柱过大时，一方面会造成较大的资源浪费，另一方面不利于巷道的布置。因此，煤柱存在一个合理的宽度范围，既能够使煤柱处于煤壁附近的应力降低区，又可以减少煤炭资源损失。

上区段开采后在煤体形成破裂区、塑性区、弹塑性区、弹性区，沿空巷道在煤体的塑性区和弹塑性区内开挖，巷道围岩不同的应力区域重新划分，建立沿空巷道力学模型，如图7 所示。

图7 合理煤柱宽度计算模型

按照煤巷两帮煤体应力和极限平衡理论，结合护巷煤柱宽度与围岩变形量的关系，在考虑提高锚杆锚固力和支护作用的前提下，使煤柱尽可能小，综合影响巷道围岩稳定性的主要因素，可按下式确定合理的煤柱宽度W：

式中：x1为上区段工作面开采后在采空区侧煤体中产生的破裂区宽度，其值可由下式给出：

式中：m 为上区段平巷高度，m；A 为侧压系数，A=μ/(1-μ)，μ 为泊松比；φ0为煤体内摩擦角，°；C0为煤体内粘聚力，MPa；K 应力集中系数，取值范围2～3；γ—煤岩层平均体积力，容重25kN/m3；H 为巷道埋藏深度，m；Pz为煤帮的支护阻力，MPa。

对于王家岭矿21208 工作面各参数如下：

m=3.6m，K=2.5，φ0=23° ，C0=2.21MPa,γ=25kN/m3，H=360m，Pz=0.15MPa，μ=0.25，将各参数带入式（2）可得塑性区宽度x1为2.24m 左右。x2—帮锚杆的有效长度，取1.93m；x3—考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(x1+x2)(0.3～0.5)计算。X3为1.251～2.085。[4]

W=x1+x2+x3=5.421～6.255m

因此，合理的煤柱宽度尺寸为5.421～6.255m。

综合考虑现场实测所得的煤柱应力分布所得的合理煤柱宽度尺寸3～7m，以及理论计算所得的合理煤柱尺寸5.421～6.255m，所以最终选择煤柱的合理宽度为6.5m。

5 窄煤柱非对称支护设计

基于窄煤柱回采巷道应力分布的分析及围岩变形破坏特征，依据巷道围岩控制理论，为有效控制巷道围岩变形破坏发展，特提出非对称窄煤柱护巷围岩控制技术，即对窄煤柱侧进行加强支护，防止由于局部部位的破坏导致整个巷道围岩的失稳，保证支护体与围岩之间变形协调，从而最大限度地发挥支护作用及围岩的自承能力，实现支护一体化、荷载均匀化，达到巷道稳定的目的。根据原支护方案巷道的变形情况以及工程类比提出合理的支护方案，其支护方案如下：

顶板支护：锚杆选择Φ20×2500 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为900×1000 mm，每排6根，预紧扭矩为300N·m，全部垂直顶板安装；锚索选择Φ18.9×6800 mm，17 股预应力钢绞线，间排距为2000×2000 mm，每排3 根，全部垂直巷道顶板打设，锚索张拉锁定后预紧力不低于250 kN，W 钢带规格为厚度3mm，宽280mm，长度5200mm，孔间距900mm；网片规格：采用10#铁丝编织的菱形金属网护顶，网片规格3900×1000，网孔规格30×30mm。用16#铅丝联接，双丝双扣，孔孔相连。

小煤柱侧支护：锚杆选择Φ20×2500 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800×1000 mm，每排5 根，预紧扭矩为300N·m，全部垂直巷帮安装，W 钢带护帮：厚度3mm，宽280mm，长度3600mm，孔间距800mm。网片规格：采用10#铁丝编织的菱形金属网护帮，网片规格3600×1000，网孔规格30×30mm。用16#铅丝联接，双丝双扣，孔孔相连。

实体煤帮支护：锚杆选择Φ20×2500 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为1000×1000 mm，每排7 根，预紧扭矩为300 N·m，全部垂直巷帮安装，W钢带护帮：厚度3mm，宽280mm，长度3600mm，孔间距1000mm。网片规格同小煤柱侧。回采巷道支护设计如图8：

图8 回采巷道支护图

6 变形监测

通过现场观测，围岩位移变化如图9：

图9 巷道表面位移监测结果

通过在现场进行矿压监测可知，巷道的顶底板最大相对移近量为160mm，两帮最大相对移近量为230mm，煤柱的最大变形量为130mm，说明围岩控制效果良好。

7 窄煤柱经济效益

按照工作面推进长度1200m 计算，煤层平均厚度6m，密度1.43t/m3，区段煤柱20m，采出率95%，采用6.5m 的窄煤柱护巷以后，共计多回收煤炭资源13万吨，吨煤效益按照200 元计算，每个工作面仅回收煤柱就可以创造经济效益2600 万元。

8 结 论

1）采空区稳定前侧向支承压力分布主要由端部悬臂梁控制，采空区稳定后由于三角滑移区向采空区运动，关键层及其上覆荷载不需要完全由煤柱承担致使侧向支承压力有所降低、但范围有所增大；

2）综合考虑现场实测所得的煤柱应力分布所得的合理煤柱宽度尺寸3～7m，以及理论计算所得的合理煤柱尺寸5.421～6.255m，所以最终选择煤柱的合理宽度为6.5m。

3）针对窄煤柱护巷提出非对称支护设计，通过现场变形监测可知巷道围岩变形可以得到较好的控制；

4）通过留设窄煤柱护巷，仅减小煤柱宽度就可获得的利润2600 万元。