特厚煤层沿空煤巷窄煤柱留设与非对称支护技术研究

刘宜平，殷帅峰，杨敬峰，左安家

(1. 山西岚县昌恒煤焦有限责任公司，山西 岚县 033500；2. 华北科技学院，北京 东燕郊 065201)

0 引言

近些年来，随着科技的进步，如何加强煤炭的高效开采，尽可能地避免资源浪费成为研究的热点问题之一，而相邻工作面之间煤柱作为矿井煤炭浪费的主要来源，合理留设需谨慎研究。煤柱留设过宽，会积压大量煤炭资源。煤柱留设过窄，巷道围岩的安全稳定无法保证。因此，寻找煤柱留设“安全效益”和“经济效益”的平衡点至关重要。

许多学者聚焦沿空煤巷窄煤柱留设技术，并进行了积极探索，取得了一定的成果。王德超等人以千米深部矿井为工程背景，基于一种新型应力监测方法，综合现场和数值模拟的方法确定了煤柱留设合理宽度[1]。祁方坤、周跃进理论计算了护巷窄煤柱合理留设宽度的上下极限，给出了煤柱留设的合理范围，与数值模拟结果比对分析，对煤柱留设参数进行了优化[2]。张鹏鹏、郝兵元通过建立采空区侧向基本顶断裂力学模型，分析沿空掘巷小煤柱留设宽度，并基于回采过程煤柱内部应力变化提出了“一次支护+注浆加固二次支护”技术[3]。付建华、韩小冰、李红行等针对沿空掘巷的非对称破坏规律的复杂性，依据自然平衡拱理论，采用非对称窄煤柱沿空掘巷锚网支护技术，有效控制了巷道围岩变形[4]。

本文以昌恒煤矿9102工作面为工程背景，基于巷道围岩非对称变形特征与顶板破碎规律，对风巷外段煤柱进行缩减，并采用非对称支护技术对巷道进行合理控制，取得了较好的效果。

1 工程概况

昌恒煤焦有限公司位于山西岚县，煤矿井田为一不规则多边形，井田东西最长1.2 km，南北最长4 km，面积为3 km2，可采煤层为4、9煤层，生产规模为90万吨/年。9102工作面位于太原组下部9煤层，上距4号煤层底59.10～78.44 m，平均68.01 m，工作面煤层厚度7.50～12.22 m，平均9.54 m，属于特厚煤层， 其结构简单，夹矸较少。顶板为石灰岩或泥灰岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩，工作面埋深360 m，布置工作面倾向长度192 m，走向长度1700 m，9102沿空煤巷为回风巷道，断面矩形，高3 m，宽4 m，风巷里段煤柱留设9 m，外段下沉风巷煤柱留设20 m，工作面采用综采放顶煤开采，具体布置如图1所示。

图1 9102工作面采掘关系示意图

2 煤柱合理留设宽度的确定

2.1 9102风巷外段煤柱合理宽度计算

护巷窄煤柱的小结构是整体大结构稳定的基础，其稳定性与自身承载特性密切相关，煤柱作为上覆岩压力覆岩层压力的主承载体，是阻滞压力向煤壁帮传递的主要控制点，根据极限平衡理论，煤柱在上覆岩层载荷作用影响下内部分为中心弹性核区与两侧屈服区，其中，起主要作用的是弹性核区域。昌恒煤矿9102工作面沿空巷道两侧分别为9101采空区和9102回风巷道，力学模型如图2所示。

图2 理论煤柱计算模型

根据文献[5],由围岩煤柱极限平衡理论知，沿空煤巷保护煤柱留设宽度须满足：

L=X1+X2+X3

(1)

式中,X1为采动影响的破碎区域；X3为锚杆有效长度，取2 m；X2为考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按照(0.3～0.5)(X1+X3)计算，单位m。其中，X1的相关表达式如下[5]：

(2)

(3)

式中，M为煤层采厚，取3 m；λ为侧压系数；μ为泊松比，取0.32；φ0为煤层界面的内摩擦角，取30°；C0为煤层界面的内聚力，取1.0 MP；k为应力集中系数，取3；γ为岩层平均容重，25 kN/m3；H为巷道埋深，平均360 m左右；Px为对煤帮的支护阻力，取0.08 MPa；

综合9102综放工作面地质参数，计算得到X1=3.35 m，X2=1.61～2.68 m，9102沿空煤巷煤柱的合理留设宽度L应该处于 6.96～8.03 m范围之内。

2.2 煤柱内部支承压力观测与特征分析

沿空煤巷护巷煤柱内部支承应力受工作面回采和位置差异的影响，由巷道边缘至采空区，其时空演变存在一定的规律性，是安全煤柱合理留设的关键技术依据[6]。为全面掌握煤柱侧向应力分布特征，现场在9102风巷里段距工作面50 m位置处沿空煤柱侧布置一个应力计测站，测站内分布A、B、C和D共四个应力观测孔，每个应力观测孔走向间距2 m，垂直高度1.5 m，侧向间距1.5 m，用于测量煤柱内的支承压力分布规律，测站具体布置见图3所示。

图3钻孔应力计布置点

当钻孔应力观测时间跨度完成，即观测至工作面推过最后一个钻孔应力计时结束观测，将测站内深度分别为2.0 m、3.5 m、5.0 m、6.5 m的钻孔应力计读数结果绘制成图4。

根据支承压力显现数据分析可知：沿工作面走向不同位置测点的支承应力变化趋势基本一致，在工作面靠近过程中，内部支承应力呈现平稳、增长、下降和复平稳四个阶段特征分布，边缘2.0 m测点和6.5 m测点的支承压力较小，中间3.5 m和5.0 m测点支承压力较大；沿“煤壁—采空区”方向支承压力峰值分别为5.2 MPa、7.4 MPa、7.1 MPa和5.3 MPa，表现为先增后减的特点，说明9 m煤柱两侧边缘部分属于屈服区，仍具有一定的承载作用，但受相邻工作面回采影响，煤柱范围承载能力有限，中心3.5～5.0 m范围处于高支承压力影响区，属于弹性核区范围，观测所知支承压力峰值强度较低，不足以破坏煤柱内弹性核区承载煤体，煤体边缘卸载带宽度随煤柱宽度减小变化不显著，所以原有9 m煤柱一定尺寸的缩减，并不会影响弹性核区而造成煤柱失稳破坏。综合理论分析和现场实测，9102沿空煤巷煤柱宽度缩减到7.5 m为优，优化后煤柱布置如图5所示。

图4 支承压力观测结果

图5 9102风巷外段煤柱示意图

3 9102风巷外段锚网索支护参数设计

3.1 巷道围岩变形特性分析

巷道变形外表征：巷道围岩外部变形表现为巷道垂直位移增大和工字钢棚梁棚腿弯曲变形严重，在9102风巷里端掘进及回采过程中，巷道中心线两侧位移呈现明显的非对称特征，近煤柱侧较工作面侧巷道顶部变形明显更剧烈，且被动的工字钢梯形棚支护效果不理想，每根工字钢棚梁下打设两根站腿，仅能保证工字钢在掘进期间不弯曲变形或形变较小，但在回采超前支承压力的影响下，9102风巷里段90%以上发生了较大形变，迫使巷道的超前替棚支护段范围从20 m增加至50 m。

巷道变形内表征：基于钻孔窥视法对顶板岩层进行探视，结果如图6所示，9102风巷里段采用架棚被动支护条件下，顶煤0～1.5 m范围内严重破碎，且出现离层现象，5.0～7.0 m范围裂隙发育，岩性比较破碎，分析认为该段锚索锚固效果较差，考虑后续锚索设计长度应适当延长。

图6 钻孔窥视结果

3.2 窄煤柱沿空煤巷非对称锚网索支护优化方案

相关研究表明，随工作面的不断向前推进，顶板岩块发生破断，基本顶出现了较为明显的回转运动，侧向回转力使得上覆岩层产生水平挤压运动，开始出现离层、断裂等现象，同时基本顶的回转亦造成了沿空巷道顶板出现向下的挠度变形，宏观表现为沿巷道中心线的不对称变形，基于这种不对称机理，综合巷道围岩变形内外表征，对9102风巷外段支护方式进行优化，变被动架棚支护为主动锚网索支护，并将煤柱进行缩小[7,8]。9102风巷外段设计为矩形断面(宽高4200×3000 mm)，具体支护形式与参数如图7所示，采用锚索桁架走向非对称布置支护来实现。

图7 锚索桁架走向非对称布置支护方案设计图

顶板：巷道顶板采用φ20×2500 mm的左旋螺纹钢锚杆，5眼W钢带附属5根锚杆平行布置，中间3根锚杆垂直顶板，端部锚杆向左右侧倾斜15°，间排距900×800 mm，单根顶锚杆配置1卷K2360树脂药卷与1卷CK2335树脂药卷，碟形托盘型号为150 mm×150 mm×10 m。

实体煤帮：锚杆和托盘规格与顶板类型相同，单根锚杆使用1卷K2360树脂药卷，单排锚杆布置数为4，间排距800×800 mm，上部和底部锚杆距顶板及底板均为300 mm，前者位置处锚杆向上倾斜15°，后者位置处锚杆向下倾斜5°，中间两根锚杆垂直煤壁帮。

煤柱帮：选用φ25×2500 mm左旋螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1卷K2360树脂药卷和1卷CK2335树脂药卷，CK2335位于孔底。布置方式与煤壁帮侧沿巷道中线呈轴对称。

简式复合锚索桁架布置：锚索桁架沿走向布置，间排距为1300 mm×1600 mm，钻孔深度9000 mm，保护煤柱帮侧锚索距巷帮600 mm，使用11#矿用工字钢作为锚索桁架，实体煤帮侧锚索距巷帮1000 mm，使用W钢带联结，结构表现为支护强度整体向沿空侧偏移，强化沿空侧支护，简式桁架锚索跨度范围内，“双十字”布局在顶板表层区域实现重点加固，进一步提高了支护的稳定性。

4 矿压监测结果

采用十字布点法对巷道表面位移进行监测，结果发现：在巷道掘进和工作面回采的过程中，巷道变形量整体不大，大部分区域顶板下沉量在10～20 mm之间，两帮变形收缩量45～60 mm，仅有一处断层破碎带顶板下沉量在45 mm，左右帮变形量70 mm，在可控范围之内；现场布置离层监测仪对顶板离层情况进行监测发现，顶板离层量总体在10 mm以内，仅有一处断层破碎带处顶板离层量在40 mm，位于矿井离层量监测经验值(60 mm)以内。观测结果表明，留设7.5 m窄煤柱护巷并采用非对称支护设计进行巷道支护是科学合理的。

5 效益分析

厚煤层沿空煤巷窄煤柱支护技术的实施取得了明显成效，在安全效果层面，使用锚索网支护，取消架棚支护，减少了回采过程中替工字钢棚这一工序，消除了替棚过程中的安全隐患，同时煤柱缩小1.5 m，9102工作面后期不需抽架，避免了抽架的安全风险，巷道围岩稳定性得到保证；在经济效益层面，风巷外段20 m煤柱优化为7.5 m，无其它多投入情况下可多回收煤炭资源约11万吨，直接经济效益五千多万元，同时避免了因架棚支护的工字钢梁和工字钢腿严重弯曲变形而无法回收造成大量支护材料的浪费，减低了巷道支护成本。

6 结论

(1) 基于弹性核区和极限平衡理论，计算得9102沿空煤巷煤柱合理留设宽度范围为6.96 m～8.03 m，通过对煤柱侧向支承压力的现场实时监测，分析得出煤柱内部支承压力分布规律，煤柱侧0～2 m、采空区6.5～9 m范围内煤体承载能力较弱，属于两侧屈服区，3.5～6 .5 m 范围位于高支撑压力区，属于弹性核区，综合分析煤柱宽度取定7.5 m为优。

(2) 通过对9102回风巷道顶板和两帮变形特征进行监测，结果表明 9102回风巷顶板及两帮变形都处可控制范围内，留设7.5 m煤柱并采用锚索桁架非对称支护方式有利于保持沿空巷道围的稳定性，在确保安全回采的条件下大幅提高了煤炭资源回收率，实现了安全效果和经济效益的“双赢”。