沿空掘巷小煤柱合理留设及锚注支护优化研究

张超

摘  要：針对许疃煤矿3238工作面风巷沿空掘进施工位于上一采空区顶板断裂形成的应力集中区，且局部老空区水长期浸泡小煤柱，造成施工巷道滞后性变形显著这一现状，通过现场试验、实验室测试，并结合理论分析及数值模拟，研究了不同小煤柱留设宽度下围岩应力分布及位移变化规律、小煤柱护巷机理及沿空侧注浆方案、参数优化设计。综合研究结果表明：在相同的地质及采矿条件下，3238风巷合理的小煤柱宽度应为5m;同时对该巷道“锚-网-索-梁-注”联合加固支护方案进行了设计;由窥视结果确定了在掘进15～20天时（距掘进头60～80m）进行注浆可充分发挥煤柱注浆效果;巷道支护实践及矿压观测得出，在掘巷支护20天后围岩变形量相对较小、锚杆受力趋于稳定、顶板离层量逐步减小，可满足安全生产要求。最终形成了一种适合于小煤柱沿空掘巷锚注加固技术方案，为小煤柱沿空掘巷支护提供了实践和理论依据。

关键词：沿空掘巷;小煤柱留设;联合支护;注浆加固

中图分类号：TD353         文献标志码：A         文章编号：2095-2945（2020）11-0001-06

Abstract： For the 3238 working face of Xutuan coal mine， the driving along the goaf is located in the stress concentration area formed by the roof fracture of the last goaf， and the small coal pillars are soaked in the water of the local old goaf for a long time， resulting in significant lag deformation of the construction roadway， the stress distribution of the surrounding rock under the different width of the small coal pillars is studied through field test， laboratory test， theoretical analysis and numerical simulation And displacement change rule， small coal pillar protection mechanism， grouting scheme along the goaf side， parameter optimization design. The comprehensive research results show that under the same geological and mining conditions， the reasonable small coal pillar width of 3238 air tunnel should be 5 m; at the same time， the "bolt net cable beam injection" joint reinforcement and support scheme of the tunnel is designed; from the peep results， it is determined that the coal pillar grouting effect can be brought into full play when the grouting is carried out during 15～20 days of driving （60～80 m from the excavation head）; the tunnel support practice and mine pressure observation result after 20 days， the deformation of surrounding rock is relatively small， the stress of bolt tends to be stable， and the amount of roof separation is gradually reduced， which can meet the requirements of safety production. Finally， a kind of bolt and injection reinforcement technology scheme suitable for small coal pillar driving along goaf is formed， which provides practical and theoretical basis for small coal pillar driving along goaf.

Keywords： driving roadway along goaf; small coal pillar reservation; combined support; grouting reinforcement

引言

我国煤矿开采广泛运用“121”长壁采煤法即：回采一个工作面，掘进两条煤巷，留设一个区段煤柱[1];而沿空掘巷的关键是将巷道置于应力相对较低的区域，则需确定合理煤柱宽度[2-4];且对其进行有效支护来控制变形及顶板离层。在上区段工作面回采后，覆岩冒落及运移，使相邻采空区产生侧向支承压力，引起回采巷道沿空掘进位于上一采空区顶板断裂形成的应力集中区[5-7]，造成施工巷道出现严重的滞后性变形，后续二次补强及修复工作量大，成本高，效果差。通过对沿空掘巷小煤柱合理宽度留设及其支护设计不断优化、试验、分析，提出一种适合小煤柱沿空掘巷“锚-网-索-梁-注”联合加固支护技术方案，以“锚网索梁”支护为主，滞后掘进工作面60～80m对小煤柱施工注浆加固，解决了小煤柱沿空掘巷支护难题，有效控制巷道变形，为同类巷道施工提供前期实验及工程应用背景，具有理论借鉴意义。

1 试验巷道工程地质条件

（1）许疃煤矿3238工作面位于II水平33采区下山北翼的第四区段，上部（西）为3236工作面（已回采），下部为32310工作面（尚未准备），该巷道设计长1702m，埋深650.80～783.60m。

（2）该巷道所在的煤层厚度1.30～3.75m，平均2.60m，煤层倾角3～32°，平均20°。根据三维地震勘探资料分析，对巷道掘进有影响的断层共有30条，以正断层为主。煤层赋存较稳定，结构复杂，以一层薄夹矸为主。3238工作面风巷基本顶为细砂岩，厚度为1.30～5.15m，平均3.20m，性较硬;直接顶为泥岩，厚度为3.61～9.90m，平均6.80m，泥质结构;直接底为泥岩，厚度为1.31～8.55m，平均3.04m，块状结构较均一;基本底为粉砂岩，厚度为2.89～5.64m，平均4.16m。顶底板情况见表1。

（3）本工作面的水文地质条件复杂，掘进期间主要充水水源系32煤层顶底板砂岩裂隙水及上区段3236采空区局部低洼点积水及采空区动态水。32煤层顶底板砂岩裂隙水主要以静储量为主，遇到断层等构造裂隙较发育地段会出现顶板滴、淋水现象，对掘进施工有一定影響。3236采空区位于该巷道倾斜上方，且存在两处低洼积水区，外段积水区积水长度465m，水头高度17.5m，积水量12733m3;里段积水区积水长度850m，水头高度24.69m，积水量33619m3。

2 小煤柱合理宽度留设

2.1 3238风巷小煤柱宽度确定的原则及理论计算

煤柱宽度是影响沿空掘巷围岩稳定的重要因素，既要考虑不同煤柱宽度时上区段相邻侧采空区顶板破断运移产生侧向压力的影响，又要考虑本区段回采时超前支承压力的影响，既要研究合理的煤柱宽高比，又要优化小煤柱的支护形式及参数。小煤柱沿空掘巷围岩控制的技术关键是：巷道布置在采空区侧的低应力区，同时小煤柱具备一定的自承能力[8，9]。在综合分析诸多影响因素的前提下确定最佳煤柱宽度。对于3238风巷，采用合理的小煤柱，在符合采场顶板运动规律及支承压力分布规律的前提下，充分发挥“锚-网-索-梁”支护作用，以控制煤柱非稳定塑性区的扩展，减少煤柱损失，这是小煤柱护巷的基本原则。

确定合理的小煤柱宽度，首先根据理论分析公式初步确定小煤柱宽度的范围，再结合数值模拟的方法将在初步确定的煤柱宽度范围内的煤柱宽度进行模拟对比分析，得出相对较优的煤柱宽度，最后根据得到的煤柱宽度进行初步施工，并对巷道围岩应力和变形进行现场实测，得到最优的煤柱宽度。侯朝炯等人认为合理的煤柱宽度应该具有3个部分，包括塑性区La，锚杆有效长度Lb，以及安全富余长度Lc[10]。

在距煤柱边缘一定宽度内，存在着煤柱的承载能力与支承压力处于极限平衡状态，运用岩体的极限平衡理论，塑性区的宽度，即支承压力峰值与煤柱边缘之间的距离La为：

式中，m为煤层开采厚度，m;C为煤体粘聚力，MPa;φ为煤体内摩擦角，°;λ为煤柱塑性区与弹性区界面处的侧压系数;Px为支架对煤帮的支护阻力，MPa;γ为岩层平均容重，kg/m3;H为巷道埋深，m;k为应力集中系数。

Lb根据锚杆的有效支护长度取值，此处取1.6m。

2.2 不同宽度小煤柱的数值模拟

采用FLAC3D数值模拟方法模拟了3m、5m和7m宽煤柱条件下3238风巷掘进围岩应力分布状况，模拟结果如图1所示。

由图1数值模拟结果可以看出，当煤柱留设3m时，应力集中区域位于实体煤帮，峰值为31.5MPa，煤柱整体应力为7MPa;当煤柱留设5m时，实体煤帮应力集中范围增大，而峰值为30MPa，煤柱边缘应力为3MPa，峰值为18MPa：当煤柱留设7m时，实体煤帮应力峰值为36.5MPa，煤柱应力峰值为23MPa。因此，小煤柱留设3m和5m时，巷道处于应力降低区;当煤柱宽度为7m时，巷道处于高应力区。对不同宽度煤柱内的垂直应力和水平位移进行监测，结果分别图2和图3。

根据图2可知，随着煤柱宽度的增大，煤柱内的垂直应力峰值快速增大;应力峰值在煤柱3m增大至5m过程中增加速度较快，且应力曲线分布比较对称;由5m增大至7m的过程中，应力峰值变化较小，应力曲线出现非对称式分布，应力峰值距离采空区煤壁边缘约3.8m处;随煤柱尺寸增大，距离采空区煤壁边缘2.3m范围内煤柱应力值变化不显著，此范围内的煤体破碎严重。

由图3可知，随着护巷煤柱宽度的增大，煤柱内水平位移不断减小，且煤柱内存在着零位移点，煤柱3m时，零位移点距采空区煤壁边缘1.5m处，煤柱宽度5、7m时，零位移点基本不会发生偏移，距采空区煤壁边缘2.5m;在零位移点两侧，靠采空区一侧位移曲线斜率基本一致，曲线斜率较大，而位于零位移点靠沿空巷道一侧的煤柱位移曲线，其斜率随着煤柱宽度的减小而增大。

综上可知，沿空巷道布置位置与煤壁边缘的距离应大于3m，在煤柱宽度为3m时，巷道围岩变形较大;当煤柱宽度从5m增大至7m时，煤柱水平位移零位移点位置不变，巷道围岩变形逐步减小，煤柱中出现垂直应力集中现象，应力集中程度随煤柱宽度增加而增大，结合理论计算及3238工程地质条件，在遵循煤柱宽度设计原则的基础上，最终初步确定3238沿空巷道护巷小煤柱留设5m较为合理。

3 巷道支护设计优化

3.1 小煤柱沿空掘巷顶、帮支护设计

基于沿空掘巷围岩控制机理和小煤柱的留设原则，结合3238风巷工程实际，提出了其围岩控制技术。

顶板支护：风巷全断面锚网带支护，锚杆采用Φ22mm×2600mm左旋无纵筋螺纹钢，布置锚杆7根配合T2型钢带（Ω钢带），间排距800mm×800mm，螺母拧紧力矩300N·m，锚固力不低于80kN，药卷4～5根，采用全长锚固，锚固剂型号：K2950/Z2950;顶板布置3根Φ21.8mm×6200mm锚索，间排距1600mm×1600mm，其中顶板两侧锚索使用走向锚索梁加固，锚固力不低于200kN，预紧力不低于100kN，沿巷道断面布置锚索梁加固（可用14#槽钢L=3400mm）;菱形金属网采用10#铁丝机械编制，网孔50×50mm，网子采用挂钩联接并且每个钩子都要连接，连接处必须压紧。见图4所示。

高帮支护：风巷高帮采用横向锚索梁及竖向锚索梁配合，并喷注浆的形式进行加固;高帮布置5根Φ22mm×2600mm锚杆配合M5型钢带支护，螺母拧紧力矩300N·m，锚固力不低于80kN，药卷4～5根，采用全长锚固，锚固剂型号：K2950/Z2950，施工锚杆时每2排在第1、3、5根锚杆设置加注装置;锚索布置4根配合T2型钢带以及走向槽钢锚索梁加强支护，锚索规格从肩窝至帮部依次为：Φ21.8mm×7300mm、Φ21.8mm×6300mm、Φ21.8mm×3100mm、Φ21.8mm

×3100mm，锚固力不低于200kN，预紧力不低于100kN，锚索间沿垂直方向布置锚索梁加固（可用14#槽钢L=2600mm），锚索间沿走向布置锚索梁加固（可用14#槽钢L=3600mm），横向钢带锚索梁为2排，分别距顶板1.0m及2.2m，上部锚索仰角60°，锚索梁采用先走向后竖向的顺序加固后喷浆，利用加注锚杆进行注浆;喷浆滞后迎头不大于30m，注浆滞后迎头不大于80m。见图5所示。

低帮支护：风巷低帮侧布置3根Φ22mm×2600mm锚杆配合M5型钢带支护，螺母拧緊力矩300N·m，锚固力不低于80kN，药卷4～5根，采用全长锚固，锚固剂型号：K2950/Z2950;距顶板1.5m处布置1排走向锚索Φ21.8mm×3100mm配合锚索梁加强支护，锚固力不低于200kN，预紧力不低于100kN，锚索间沿巷道走向方向布置锚索梁加固（可用14#槽钢L=3600mm）。见图6所示。

综上，提出了3238工作面风巷“锚-网-索-梁-注”联合支护形式，如图7所示。

3.2 小煤柱沿空掘巷注浆加固方案优化

通过观测分析，3238风巷沿空侧帮部变形较大，初次支护不能满足巷道支护要求，究其原因，3238风巷过老空区长期受积水区影响的小煤柱期间，煤壁受潮，部分锚杆拉拔力不足，后路槽钢梁中部受挤压变形凸出，对此，采取锚注装置进行后路补强加固，对小煤柱进行注浆加固。

3.2.1 注浆材料选择

对不同类型注浆材料进行分析，选择合理的注浆材料。水泥类型及标号为注浆材料制作的型煤试样单轴压缩力学测试结果曲线如图8所示。

分析可知，不同水泥类型、标号对型煤试件强度影响显著，说明注浆材料的选择对煤岩体注浆加固效果起决定性作用。分析可知，在相同的水灰比、试验条件下，矿用煤柱注浆专用水泥制备的型煤单轴抗压强度高达1.11MPa，较普通硅酸盐水泥标号325、425、525分别提高0.775MPa、0.69MPa和0.56MPa。选择自行研制的矿用煤柱注浆专用水泥（新型注浆加固材料）作为注浆材料较其它水泥类型、标号制备的型煤强度更高。

3.2.2 注浆加固时机与范围

为了进一步确定注浆加固时机与范围，用钻孔窥视仪在距3238掘进头分别为50m、60m、70m、80m处对煤柱侧进行窥视，观测其破碎程度，窥视结果见图9。

由钻孔窥视结果可知，在距掘进头60m范围内煤柱内裂隙尚未发育完全，煤体较为完整，距掘进头70m，80m处煤体破碎，进行注浆浆液可更好地渗透进入裂隙中，采用的矿用煤柱注浆专用水泥颗粒小、凝固速度快，可在短时间内渗入裂隙并凝固，提升煤柱的承载能力。

结合掘进施工日进尺情况与窥视结果可知，在3238风巷掘进15～20天时（距掘进头60～80m）进行注浆可最大程度地发挥矿用煤柱注浆加固效果。

为提高围岩强度，防止片帮、漏顶对巷道表面进行喷浆;喷浆厚度不小于50mm，以不漏浆为准，强度不低于C20，喷浆滞后迎头不大于30m。小煤柱侧注浆滞后迎头80m，注浆孔孔深2m，间排距2m（或可根据现场注浆时扩散半径适当调整，确保设计的注浆孔间排距均在扩散半径之内）。注浆孔采用三花眼布置方式，三个注浆孔距顶板距离分别为300mm、1800mm、3300mm，固管总长度1m，其中花管0.5m，直径为4′钢管加工，端头外露30mm-100mm。采用间隔注浆方式循环注浆，如图10所示。

采用间隔注浆方式循环注浆，为了便于施工，具体位置可根据现场管路情况适当调整如图11所示。

注浆按照先锚注装置后注浆管注浆，循环进度30m，交替施工;注浆顺序由下向上施工，且巷道内注浆随着工作面的推进不断推进做到“随掘随注”。

4 现场应用效果监测

根据初步设计方案进行现场施工并对巷道表面位移、锚杆受力状态及顶板离层等进行监测，以便掌握锚杆承载工况，围岩变形特征以及巷道支护状况，同时为支护设计进行修改、调整提供依据。每个测站内布置3处表面观测点、1处深孔位移监测点、1处锚杆（索）应力监测点。

4.1 巷道表面位移分析

由图12可知，1#、2#测点在巷道掘进1～4天、距离迎头25m内，煤柱帮、实体煤帮及顶板围岩移近量较大。1#测点移近量分别为90mm、53mm、33mm，分别占总移近量的64.3%、70.7%、82.5%;2#测点移近量分别为55mm、52mm、34mm，分别占总变形量的56.7%、76.5%、68%。开挖5～20天缓慢增加，20天以后处于稳定状态。1#测点煤柱帮、实体煤帮、顶板最终位移量分别为140mm、75mm、40mm：2#测点煤柱帮、实体煤帮、顶板最终位移量分别为97mm、68mm、50mm。巷道变形量均在合理范围内，支护效果良好。

4.2 巷道锚杆受力分析

由图13可知，1#、2#测点在巷道掘进1～6天，锚杆受力增加较快，7～20天缓慢增加，20天以后逐渐稳定。1#测点煤柱帮、实体煤帮锚杆受力最终稳定在93kN、138kN，2#测点煤柱帮、实体煤帮锚杆受力最终稳定在90kN、134kN。锚杆受力与围岩变形密切相关。巷道开挖初期应力重新调整，锚杆受力增长较快;随后围岩与支护体相互作用，锚杆受力缓慢增加;锚杆受力稳步增长并最终稳定;表明巷道支护较好并能提供稳定的承载力，支护达到预期效果。

4.3 巷道顶板离层分析

由图14可知，1#、2#测点巷道掘进1～6天，顶板围岩离层较大，7～20天离层量缓慢增加，20天以后逐渐稳定。1#测点浅部范围内总离层量36.4mm，深部范围内总离层量26.1mm;2#测点浅部范围内总离层量49.2mm，深部范围内总离层量25.1mm。离层量在开挖初期变化较大，中间缓慢增加，后期逐渐趋于稳定，与巷道表面围岩变化规律类似，说明围岩应力向深部围岩转移，支护取得预期效果。围岩内浅部围岩离层量较大，深部围岩离层量较小，说明松动圈的扩展得到了有效控制。有效避免了小煤柱沿空掘巷掘后翻修的情况，巷道断面符合要求。

5 结论

（1）基于小煤柱沿空掘巷围岩应力分布规律，将沿空掘巷巷道布设在应力降低区，结合理论分析、数值模拟等方法初步确定许疃煤矿3238工作面沿空掘巷巷道小煤柱宽度留设为5m。

（2）小煤柱沿空掘巷采用注浆加固技术进行施工，可显著加固巷道，取得较好支护效果;注浆加固利用浆液封堵煤柱裂隙，消除瓦斯外溢，防止围岩强度进一步弱化，同时固化后的浆液将破碎的煤岩体胶结成整体，提高煤岩体力学性能;“锚-网-索-梁”支护对小煤柱浅部围岩强度进行强化，提供侧向约束力，减小巷道收敛变形。

（3）现场应用工业性试验表明，对于沿空掘巷小煤柱的稳定性控制，应针对不同地质条件采用针对性对策，对小煤柱进行注浆加固和采取“锚-网-索-梁-注”联合支护形式是合理的。现场监测可知，在掘巷支护20天后实际变形量相对较小，围岩整体及锚杆受力逐步趋于稳定，且顶板离层量也在要求范围内，不会产生较大的内部破裂，可满足安全生产要求。

参考文献：

[1]高浩，崔廷锋，张魁，等.留小煤柱沿空掘巷技术[J].煤矿安全，2012（4）：106-109.

[2]秦永洋，許少东，杨张杰.深井沿空掘巷煤柱合理宽度确定及支护参数优化[J].煤炭科学技术，2010，38（2）：15-18.

[3]马其华，王宜泰.深井沿空巷道小煤柱护巷机理及支护技术[J].采矿与安全工程学报，2009，26（4）：520-523.

[4]关亚东，熊浩.小煤柱沿空掘巷联合支护技术研究与应用[J].煤炭工程，2013（5）：42-44.

[5]赵国贞，马占国，孙凯，等.小煤柱沿空掘巷围岩变形控制机理研究[J].采矿与安全工程学报，2010，27（4）：517-521.

[6]梁家豪.小煤柱沿空掘巷支护技术研究应用[J].煤炭技术，2010，38（10）：21-23.

[7]李学华，鞠明和，贾尚昆，等.沿空掘巷窄煤柱稳定性影响因素及工程应用研究[J].采矿与安全工程学报，2016，33（5）：761-768.

[8]刘飞，花锦波，神文龙.沿空掘巷小煤柱稳定性分析[J].煤炭工程，2014，46（5）：17-21.

[9]申志平.沿空掘巷煤柱宽度与支护参数的研究与应用[J].煤炭科学技术，2010，38（7）：31-34.

[10]刘海，冯涛，余伟健，等.沿空巷道小煤柱留设及其支护技术研究[J].采矿技术，2014，14（6）：13-17.