大采高工作面合理煤柱尺寸优化设计

杜 昭 任予鑫 马 昆 康向南

（国家能源集团宁夏煤业有限责任公司枣泉煤矿）

煤柱是煤矿井巷工程的重要组成部分，具有支撑上覆岩层、保证安全、隔离危险等作用，相邻工作面之间煤柱的尺寸直接影响采场的稳定性及工作面煤炭资源回采率［1-3］。煤柱稳定性研究最早始于欧美国家，通过对规格与形状各异的煤块试样进行强度测试，提出了第一个煤柱强度的经验公式［4-5］，并通过对大量煤柱进行力学反演，得出了煤柱强度设计的理论判据；Wilson 基于煤柱3 个方向的强度特性，得出了煤柱宽度的理论计算公式［6］；许多学者针对宽煤柱与窄煤柱的参数优化设计进行了大量研究，通过对煤柱的载荷来源、应力分布状态、弹塑性分区等进行深入研究，提出了比较经典的载荷估算法、经验估算法、塑性区理论计算法等理论计算方法，对井工煤矿煤柱稳定性优化设计具有重要的指导意义和工程应用价值［7-11］。

本研究针对枣泉煤矿大采高工作面区段煤柱受采动影响大、锚杆锚索易断裂等问题，分析不同尺寸区段煤柱的应力分布特征与稳定性，确定最优的煤柱留设尺寸。

1 工程概况

枣泉煤矿主要开采2#煤层，平均厚度约为7.8 m，直接顶板为炭质泥岩，厚度约为2.5 m，其上部为厚度约1.2 m的细粒砂岩互层，细粒砂岩上部为7.0 m的粗粒砂岩，底板为厚度5.46 m 的粉砂岩，煤层埋深约400 m。

首采11201 工作面采高为5.2 m，工作面长度为300 m，推进长度为3 000 m，采用三巷布置，区段煤柱尺寸为40 m。现场实测发现，在巷道掘进与工作面回采过程中，巷道围岩的变形量非常大，其两帮移近量达到了1.0 m，巷道顶底板的移近量达到了1.5 m，巷道实测变形情况如图1 所示。为了控制巷道变形量，采用了补打锚索、工字钢架棚等方式，但效果均较差。

为了降低侧向支承压力对煤柱的影响，提高煤炭资源回采率，提出应用小煤柱护巷技术，但由于缺少对大采高工作面煤柱应力分布规律的掌握，导致煤柱尺寸优化设计缺乏依据。曾采用煤柱尺寸为10和6 m的方案，但效果均不理想。

2 不同尺寸护巷煤柱变形监测分析

2.1 巷道支护形式

以11203 工作面为试验工作面，该工作面的开采高度为5.5 m，长度为275 m，推进长度为2 850 m。护巷煤柱尺寸对巷帮的稳定控制具有显著影响，采用减小煤柱宽度的方法，可以使煤柱偏离侧向支承压力峰值位置。巷道采用矩形断面设计，埋深为300～400 m，宽度为4.06 m，高度为3.60 m，护巷煤柱宽度采用10和20 m 的2种尺寸。采用锚网+钢带+锚索联合支护，具体支护参数见图2。

巷道顶板采用φ22 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，顶板锚杆的间排距为870 mm×900 mm，每根锚杆充填1 节K2335 树脂药卷、1 节Z2370 树脂药卷，顶部锚杆预紧力矩要求达到300 N·m。

帮部采用φ22 mm-M22-2000 mm BHRB335型左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根锚杆充填1 节K2335 树脂药卷、1 节Z2370 树脂药卷，锚杆预紧力矩要求达到200 N·m，锚杆间排距为800 mm×900 mm。

巷道顶部挂直径6.5 mm 圆钢焊接的钢筋网，网片规格为4 600 mm×900 mm；帮部挂菱形金属网，网片规格为3 000 mm×900 mm，压于最下面一排锚杆及托板下；顶网对接，帮网搭接100 mm，肩窝处顶网与帮网搭接100 mm，采用14#铅丝联网相连。

巷道顶部采用W 型钢带，顶部布置锚索绗架进行支护，锚索采用φ21.98 mm×8 300 mm 的预应力钢绞线锚索，锁具采用KM21.98 型锚索锁具，每根锚索充填2 节K2335 树脂药卷和3 节Z2370 树脂药卷，锚索预紧力要求达到150 kN；顶板沿中线两侧对称布置3 根锚索，锚索间距为1 600 mm，排距为1 800 mm，锚索绗架采用11#矿用工字钢加工，长度为3 700 mm，并配合200 mm×60 mm×20 mm 的铁托板使用。

2.2 监测方案设计

煤层回采期间，巷道受到工作面煤层开采与煤柱侧向支承压力叠加的双重作用，巷道受力状态复杂，且压力较大。为了对煤柱稳定性进行全面分析，对巷道表面位移、顶板离层及锚杆锚索受力进行监测，测站布置见图3所示。

在顶板中部垂直方向和一侧巷帮水平方向安装激光测距仪，在底板和另一侧巷帮安装激光反射装置，对顶板锚索的位移量进行监测。安装顶板位移传感器的主孔使用直径28 mm的钻头钻孔，使用直径30 mm的钻头扩孔，深度为400 mm。

对锚杆（MC-500B 型锚索测力计）和锚索受力（MC-500A 型锚索测力计）进行监测，分析锚杆、锚索的受力变化过程。通过在10和20 m宽度煤柱的巷帮内进行钻孔窥视，分析采动应力对煤柱节理、裂隙的影响。

2.3 监测结果分析

2.3.1 顶板离层曲线分析

图4 和图5 分别为10 和20 m 护巷煤柱巷道顶板离层监测曲线。

通过分析图4，煤柱宽度为10 m 时，巷道发生离层的位置距工作面约超前25 m，在工作面后方300 m处达到最大值，但离层总量不大；其中浅部区域的离层量约为32 mm，深部区域的离层量约为42.4 mm。由此可见，煤柱的整体性比较好，采动应力对煤柱变形影响较小。

通过分析图5，煤柱宽度为20 m 的监测结果与10 m 时存在一定差异，巷道顶板岩层发生离层的范围为工作面前方20 m 至工作面后方222 m。其中浅部区域的最大离层量达到43.1 mm，深部区域的最大离层量达到42 mm，相差不大。

2.3.2 巷道移近量变化分析

将10 和20 m 煤柱的巷道移近量进行比较，可以发现10 m 煤柱段巷道长期受工作面采动影响，巷道移近量随时间逐渐增大，每周最大移近量约5 mm。各测站滞后工作面平均311 m 后，巷道表面变形开始趋于稳定。两帮总移近量为460～824 mm，顶底板总移近量为1 444～1 494 mm。

在20 m 煤柱巷道中，通过对两帮与顶板移近量进行分析发现，工作面前方巷道变形量不大，而工作面后方的巷道变形量较大，尤其在工作面后方200～280 m，巷道两帮移近量达到约1 050 mm，巷道顶底板移近量达到约1 878 mm。

2.3.3 巷道顶锚杆受力分析

监测分析10 和20 m 煤柱的巷道顶板锚杆受力，结果见图6、图7。

10 m 煤柱巷道顶板锚杆的受力状态相对较好，受力相对较小；由于顶板采用高强度锚杆，没有发生明显拉断的现象。在超前工作面23 m 处，顶板锚杆的受力明显增大，在工作面后方220 m 处，顶板锚杆受力基本稳定。

20 m 煤柱巷道在距工作面后方50 m 处，顶板锚杆受力达到最大值，在工作面后方100 m 位置时压力趋于稳定。

2.3.4 巷道帮锚杆受力分析

20 m 煤柱巷道的帮锚杆受力监测结果显示，在工作面前方20～42 m，巷道两帮锚杆的受力开始增大，在工作面后方56～103 m，锚杆受力达到最大。

10 m 煤柱巷道左右侧帮锚杆的受力状态差别较大，右侧帮锚杆受力明显较左侧大，并且部分锚杆发生了断裂。

2.3.5 钻孔窥视

通过钻孔窥视，10 m 煤柱帮部的窥视孔在距离孔口1.2 m 范围内裂隙发育；顶孔4.4～5.1 m 内裂隙发育，并且出现塌孔现象，泥岩堵住了整个窥视孔。说明煤帮及顶板受到了工作面采动超前支承压力的影响，发生了较大变形及破坏。

通过钻孔窥视，20 m 煤柱巷道的围岩完整性较好，但煤柱内0～1 m 节理、裂隙发育。由于巷道顶板强度较低（泥岩顶板），虽然没有出现塌孔的问题，但泥岩顶板的裂隙较发育。

2.4 监测结果分析

对10 和20 m 护巷煤柱进行综合比较，得到以下结果。

（1）顶板离层分析。2 种参数的煤柱最大离层量相差较小，其采动影响范围均位于工作面前方约25 m 处。2 种护巷煤柱的最终离层量差异不大，但采动影响时间不同，10 m 宽护巷煤柱比20 m 的滞后约80 m。

（2）巷道移近量。2 种参数的巷道顶板移近量均表现为受工作面采动影响较大，煤柱顶底板移近量明显大于两帮移近量，且变形主要以底鼓为主；2 种煤柱巷道围岩变形量均较大，巷道的两帮移近量均达到了约1 000 mm，顶底板移近量达到了约1 800 mm。20 m 煤柱巷道比10 m 的两帮移近量要大，相差约200 mm；20 m 煤柱巷道顶底板移近量大于10 m 煤柱巷道，前者超出后者约384 mm，且顶底板变形以底鼓为主。10 m 煤柱巷道达到稳定比20 m 滞后约70 m。

（3）锚杆受力。2 种煤柱尺寸的巷道顶板锚杆受力基本相同，锚杆的最大拉力约为130 kN，但通过数据显示，两帮锚杆强度明显不足，大部分超过杆体屈服载荷，部分锚杆已破断脱落；应提高两帮锚杆的杆体强度与直径。

3 合理护巷煤柱尺寸设计

煤柱极限强度是护巷煤柱尺寸优化设计的重要指标，煤柱极限强度σymax计算公式为

式中，K为应力集中系数；γ为覆岩平均容重，N/m3；H为平均开采深度，m；η为煤柱流变系数；σc为煤岩试块的单轴抗压强度，MPa。

根据枣泉煤矿煤层赋存特点，煤柱流变系数η取0.6，煤体单轴抗压强度为20.23 MPa。结合上述参数取值，计算出枣泉煤矿煤柱的极限强度为16.84 MPa。根据试验巷道埋深（350 m 左右）确定其原岩应力约为8.75 MPa，由此计算出应力集中系数K为1.92。

煤柱合理宽度计算公式为

式中，B为区段煤柱宽度，m；X1为煤柱塑性区宽度（靠近采空区侧），m；X2为未发生塑性破坏宽度，m；X3为煤柱塑性区宽度（靠近实体煤侧），m。

基于枣泉煤矿煤层赋存特点，由于区段煤柱受到2次开采扰动的影响，认为靠近采空区侧与实体煤侧的塑性区宽度相等，未发生塑性破坏的煤柱宽度近似等于巷道高度。枣泉煤矿巷道高度h为3.6 m，则X2=3.6 m；煤柱塑性区宽度（靠近采空区侧）X1=Kh=6.912 m；煤柱塑性区宽度（靠近实体煤侧）近似为巷道宽度，则X3=4.7 m；通过式（2）计算可得枣泉煤矿的合理煤柱宽度B=15.2 m。结合现场实测结果，确定枣泉煤矿的合理煤柱宽度为14～18 m。

4 结 论

（1）10 和20 m 宽护巷煤柱巷道顶板离层量和差异均不大，2种参数的巷道围岩变形量均较大；2种巷道顶板锚杆受力相差不大，两帮锚杆强度明显不足，大部分超过杆体屈服载荷，应提高两帮锚杆的杆体强度与直径。

（2）20 m 煤柱巷道巷帮移近量、顶底板移近量比10 m 的巷道更大，后者巷道稳定较前者滞后70 m 左右；但煤层开采后，10 m煤柱巷道受采动影响更大。

（3）采用理论计算方法确定煤柱合理宽度为15.2 m，结合现场监测结果，最终确定枣泉煤矿大采高工作面合理煤柱宽度为14～18 m。