特厚煤层综放沿空煤巷煤柱宽度及控制研究

郭金刚，李耀晖，何富连，秦宾宾

（1.中国矿业大学（北京）能源与矿业学院，北京 100083；2.晋能控股集团，山西 大同 037003）

特厚煤层在我国山西、陕西、内蒙古等地区广泛分布并成为特大型矿井综放开采的主采煤层[1-2]。特厚煤层综放开采工作面具有采放高度大、开采强度高、煤巷矿山压力及显现严重且复杂等特点[3-4]。特厚煤层综放工作面区段煤柱留设不合理容易造成沿空煤巷围岩在掘进和回采过程中变形破坏严重[5-6]。合理的区段煤柱宽度既能保证沿空煤巷围岩在掘进和回采期间的稳定性，还能有效提高矿井煤炭资源的回收率[7-8]。在沿空煤巷煤柱合理宽度研究方面，岳帅帅和何文瑞等人通过构建特厚煤层综放沿空煤巷上方覆岩关键三角块稳定性力学模型并分析其稳定性得到特厚煤层窄煤柱的合理宽度[9-10]；李斌等人以南阳坡煤矿特厚煤层为研究对象，提出煤柱强度线性计算方法确定沿空巷道窄煤柱的合理宽度[11]；王德超和张西寨等人通过现场监测工作面煤体支承压力和数值模拟相结合的方式，确定了厚煤层综放沿空巷道煤柱的合理宽度[12-13]；其他学者从理论研究、数值模拟和现场实践进行了有益探索[14-20]。以上研究中数值模拟主要侧重于分析沿空巷道煤柱的应力分布规律，对煤柱的位移分布规律研究较少，同时由于我国特厚煤层赋存条件和开采技术的差异性，以上成果的应用推广存在局限性，至今未形成1套普遍适用的理论体系。为此，以某矿特厚煤层8305 综放工作面区段煤柱为研究对象，采用理论计算煤柱宽度的合理区间，采用数值模拟分析不同宽度煤柱位移和应力分布规律，结合煤柱的水平零位移面范围和垂直应力峰值位置确定煤柱的合理宽度；结果应用于现场并提出有针对性的沿空煤巷控制措施，效果良好。

1 煤柱合理宽度的理论分析

1.1 工程背景

某矿8305 工作面位于石炭系3-5#煤层，煤层平均厚度12.54 m，煤层倾角1°～2°，平均埋深为517 m，煤层顶底板岩性分布图见表1。工作面走向长度1 123.6 m，倾斜长度200 m，回风巷道沿煤层底板布置，与8307 采空区相邻，8305 工作面布置图如图1。

表1 煤层顶底板岩性分布图Table 1 The lithology distribution of roof and floor

图1 8305 工作面布置图Fig.1 Layout of 8305 working face

1.2 煤柱宽度的计算

1.2.1 煤柱宽度上限计算

基本顶的破断位置直接影响其下覆岩层的支承应力分布，沿空煤巷围岩的应力环境被影响。因此，基本顶断裂位置的确定对沿空煤巷的位置和煤柱留设的宽度具有重要意义。

采用内外应力场理论对采空区基本顶破断位置进行计算。在特厚煤层中，以基本顶断裂位置为界限分为2 部分，内外应力场分布示意图如图2。

图2 内外应力场分布示意图Fig.2 The diagram of internal and external stress field distribution

采空区侧煤壁至基本顶断裂位置为内应力场，断裂位置至煤体深处为外应力场。在内应力场中，距离煤壁x 处的煤体支承压力可由式（1）表示：

式中：σx为距煤壁x 处的支承压力，Pa；Gx为距煤壁x 处单位面积煤层的刚度，Pa/m；yx为距煤壁x处的煤体压缩量，m。

将Gx和yx线性化处理：

式中：y0为采空区边缘煤壁的压缩量，m；x0为内应力场的分布范围，m；G0为单位面积煤体的刚度，Pa/m。

内应力场支承压力可由式（4）表示：

采场内应力场范围内的支承压力等于工作面来压时基本顶上部岩层施加在基本顶的载荷。因此：

式中：B 为工作面的长度，m；L0为工作面初次来压步距，m；Mb为施加在基本顶载荷的上覆岩层厚度，m；ρ 为施加在基本顶载荷的上覆岩层密度，t/m3。

式中：Mc为煤层厚度，m；Md为直接顶的厚度，m；K 为直接顶的残余碎胀系数；d 为岩梁跨度，m。

式中：E 为弹性模量，Pa；ν 为泊松比；α 为表征煤岩体内裂隙发育的系数。

因此，内应力场分布范围x0为：

依据8305 工作面生产地质条件，工作面长度B=200 m，初次来压步距L0=50 m，施加在基本顶载荷上覆基岩的厚度Mb=62 m，密度ρ=2.5 t/m3，岩梁跨度d=25 m，泊松比ν=0.36，裂隙发育系数α=0.9，弹性模量E=2.0 GPa，煤层厚度Mc=12.5 m，残余碎胀系数K=1.12，直接顶厚度Md=4.7 m，由此可以求得基本顶破断位置位于距采空区侧煤壁15.4 m 位置处。

进一步，采用极限平衡理论进行验证：

式中：A 为侧压系数，取值0.7；φ0为内摩擦角，取26°；k 为应力集中系数，取1.5；h 为巷道埋深，取517 m；C0为煤层黏聚力，取2.0 MPa；pc为侧向支护阻力，取0。

由此计算可得基本顶断裂位置为15.6 m，与内外应力场理论求得的结果基本一致。考虑巷道宽度为5.5 m，8305 工作面区段煤柱的上限值为9.9 m。

1.2.2 煤柱宽度下限确定

在特厚煤层综放开采条件下，区段窄煤柱煤体承载能力弱，其主要作用是为了阻隔本工作面与邻近采空区，防止邻近采空区有毒有害气体和采空水进入本工作面，同时防止本工作面漏风至采空区，造成采空区遗煤自然发火。沿空煤巷掘好后，煤柱侧巷帮需要进行相应支护，以保证煤柱的整体性，防止沿空煤巷煤柱侧巷帮煤体挤出发生大变形，影响正常生产。煤柱宽度的下限由式（10）确定：

x1=l（1+μ） （10）

式中：x1为煤柱宽度下限，m；l 为锚杆（索）的长度，取4.5 m；μ 为煤柱宽度的富裕系数，考虑煤层厚度较大，一般按照l 的20%考虑。

由此计算煤柱宽度的下限值为5.4 m。因此，通过理论分析得到煤柱宽度的合理范围为5.4～9.9 m。

2 煤柱宽度的数值模拟

2.1 数值模型

根据8305 工作面和8307 工作面地质条件，利用FLAC3D数值模拟软件建立煤柱宽度分别为4、6、8、10 m 时的工作面数值模型，模型的尺寸为300 m×300 m×33 m（长×宽×高），其中8307 工作面的走向长度为260 m，倾向长度为150 m，数值计算模型如图3。模型的底部和四周边界施加位移约束，上边界施加的载荷为10 MPa。煤体采用基于摩尔库伦准则的本构模型。具体模拟过程为：建立模型；材料赋参；施加边界条件和初始条件；8307 工作面回采；8305 回风巷开挖。

图3 数值计算模型Fig.3 Numerical calculation model

2.2 模拟结果

分别模拟了煤柱宽度为4、6、8、10 m 时距巷帮不同水平距离煤柱煤体的水平位移变化，巷道底板上方2 m 的煤柱内水平位移如图4。

图4 煤柱内水平位移分布Fig.4 The horizontal displacement distribution in coal pillar

1）不同宽度条件下，煤柱位移呈现两侧水平位移大中间位移小的规律，且采空区侧煤柱的最大位移大于巷道侧煤柱的最大位移，煤柱内的水平零位移面与煤柱中心线不重合，而是偏向沿空煤巷侧，说明煤柱采空区侧煤体变形破坏程度大于沿空巷道侧煤体。

2）煤柱内煤体水平位移小于10 mm 的点可以近似认为水平0 位移点，由水平0 位移点连接的区域称为水平零位移面，当煤柱宽度为4 m 时，煤柱内的水平零位移面几乎为0，当煤柱宽度为6 m 时，煤柱内开始出现水平零位移面，随着煤柱宽度的增大，水平零位移面的范围不断增大。

巷道底板上方2 m 煤柱内垂直应力分布如图5。煤柱内垂直应力的峰值位置与零水平位移面的中心位置基本重合。说明零水平位移面内的煤体虽然已发生塑性变形破坏，仍承载一部分载荷，该部分煤体呈压缩状态，此时煤体的孔隙度大大降低，这对阻隔邻近工作面采空区和本工作面是极其有利的。

图5 煤柱内垂直应力分布Fig.5 The vertical stress distribution in coal pillar

综合考虑，当煤柱宽度为6 m 时，开始出现水平零位移面且应力峰值位置与零位移面中心重合。因此，8305 工作面合理的煤柱宽度为6 m。

3 现场实践

将留设6 m 宽度煤柱的方案应用于8305 回风巷，并采用十字法对沿空煤巷围岩的变形量进行监测，以验证特厚煤层综放沿空煤巷煤柱宽度和控制技术的合理性。

3.1 沿空煤巷支护参数

8305 回风巷具体支护方案如图6。

图6 8305 回风巷支护示意图Fig.6 The supporting diagrams of 8305 return airway

1）巷道顶板布置每排6 根ϕ22 mm、长度2 500 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距900 mm×900 mm；每间隔2 排锚杆布置1 排ϕ21.8 mm，长度6 300 mm 和8 300 mm 锚索，间排距900 mm×2 700 mm；两腮布置ϕ21.8 mm、直径5 300 mm 的角锚索，排距为1 800 mm；2 排锚杆中部加2 组ϕ21.8 mm、长度19 mm 钢铰线组合锚索，间排距2 400 mm×2 700 mm；靠煤柱侧顶部进行喷浆，长度1 500 mm。

2）实体煤帮采用每排4 根ϕ22 mm、长度3 000 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距900 mm×900 mm；距巷道底板3 100 mm 布置1 排ϕ21.8 mm、长度6 300 mm 锚索，间距900 mm。

3）煤柱帮距巷道顶板400 mm 布置1 排ϕ17.8 mm、长度4 300 mm 锚索，间距900 mm；下面布置3根ϕ17.8 mm、长度4 500 mm 锚索，间排距900 mm×900 mm；煤柱帮全部喷浆，巷道底板中部卸压槽断面规格100 mm×250 mm（宽×深）。

为减小回采期间动压对沿空煤巷围岩变形破坏的影响，在8305 工作面回采前，对沿空煤巷进行了补强支护具体为：

①及时更换失效锚杆（索）和冒漏区域的双层金属网；②在巷道两帮增加单体液压支柱组（1 组4根）和木垛支护，单体液压支柱组和木垛沿巷道走向交替布置。

3.2 支护效果分析

在8305 回风巷内布置1 个测站监测掘进期间巷道围岩变形情况，测站距离工作面切眼300 m，监测结果如图7。回采期间巷道变形监测图如图8。

图7 掘进期间巷道围岩变形监测图Fig.7 The deformation monitoring of surrounding rock during driving

由图7 可知，拙进期间，巷道围岩变形量在50 d 左右基本达到稳定状态，顶板最大下沉量为129 mm，实体煤帮和煤柱帮的最大移近量分别为115 mm 和153 mm，最大底鼓量为77 mm。煤柱帮最大移近量明显大于实体煤帮最大移近量，说明沿空巷道两帮煤体变形破坏呈现不对称现象，煤柱帮的变形破坏程度大于实体煤帮。

由图8 可知，随着距回采工作面距离越近，巷道围岩的变形量越大，顶板最大下沉量为322 mm，实体煤帮和煤柱帮的最大移近量为357、392 mm，最大底鼓量为136 mm。

虽然回采期间沿空煤巷的围岩变形量大于掘巷期间的围岩变形量，但是在回采过程中，沿空煤巷未发生单体液压支柱压柱弯折和锚杆索失效等矿压明显显现，工作面实现了安全高效开采。

4 结 语

1）采用内外应力场理论和极限平衡理论确定了特厚煤层综放沿空煤巷侧基本顶破断位置深入采空区煤壁15.4 m，煤柱宽度的上限值为9.9 m；根据沿空煤巷采空区侧巷帮支护深度确定煤柱宽度的下限值为5.4 m。

2）通过对比分析不同宽度煤柱零位移面和应力峰值分布规律，确定煤柱的合理宽度为6 m。

3）针对沿空煤巷掘进和回采期间复杂的应力环境，掘巷期间对巷道顶部和两帮采用有针对性的支护方式，在回采前进一步补强，保证了沿空煤巷围岩的稳定性，实现了矿井的安全高产高效。