中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

殷帅峰，左安家，马丽洁，任宇新，石松豪

(1.华北科技学院 安全工程学院，北京 101601；2.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院，北京 100083)

窄煤柱沿空掘巷具有煤炭资源回收率高，采掘接替时间短等优点而迅速在我国广泛使用[1]。沿空掘巷煤柱留设宽度与巷道支护状态直接决定了巷道围岩的稳定性。李学华等[2]分析了沿空掘巷窄煤柱破坏的多个影响因素及其特征，得出窄煤柱的宽高比对于煤柱的影响最为显著；付宣斌等[3-5]采用数值模拟、现场实测等手段优化了沿空掘巷锚网索联合支护技术；查文化等[6-9]探究了基本顶不同断裂位置下沿空掘巷巷道围岩和煤柱的应力及变形特征；谢生荣等[10，11]通过理论计算、钻孔窥视确定了特厚煤层综放开采条件下沿空掘巷窄煤柱宽度并提出了一种强力联合支护技术。王猛等[12]考虑了矸石的压缩效应，建立了沿空掘巷煤柱-矸石与上覆岩层承载的结构力学模型，并给出了一种掘巷时机的计算方法；郑铮等[13]探究了异形巷道断面围岩不对称破碎特征和留设窄煤柱合理宽度，给出了一种非对称控制技术。康红普等[14-16]研究了深井高应力沿空掘巷的应力分布、围岩变形破坏形式以及支护技术。

综上所述，沿空掘巷技术在煤柱宽度留设及围岩控制技术等方面研究成果较为丰硕，然而对于沿空掘巷掘采全时空巷道围岩应力演化与变形状况的研究不多，而采动应力又是影响巷道围岩稳定的关键因素[17-19]。本文确定了恒源煤矿沿空掘巷煤柱留设宽度、探究了工作面回采动压下沿空掘巷围岩的稳定性及非对称支护承载结构的合理性，为相似地质条件下沿空掘巷围岩控制提供了一定参考。

1 地质概况

恒源煤矿487工作面位于48采区左翼下部，东部为已回采结束的488工作面，南部为48采区回风、轨道及运输上山三条巷道，西部为尚未掘进的480工作面，北部为尚未布置采掘工程的深部区域，487风巷东部为488工作面采空区，位置关系如图1所示。

图1 487工作面位置

487工作面煤层赋存稳定，厚度1.76～2.96m，平均厚度2.80m，属中厚煤层。工作面煤层倾角3.0°～9.0°，平均埋深460m，工作面平均长度212m，走向推进长度798m。煤岩层柱状如图2所示。

图2 煤岩层柱状

2 沿空掘巷窄煤柱宽度确定

2.1 窄煤柱宽度理论计算

2.1.1 上限值

因沿空掘巷布置工程实践特点，在矿山压力作用下上区段工作面回采过程中顶板周期破断将沿工作面走向形成“砌体梁”结构，工作面端头顶板岩块A、B、C之间铰接形成顶板岩层承载结构[20，21]。由于关键块B的破断直接扰动其下煤体的应力环境，支承压力分布将以关键块B断裂处为界分为“内、外应力场”S1、S2，如图3所示。沿空巷道布置在内应力场内，围岩整体处于低应力状态，有利于沿空巷道的稳定控制，故护巷煤柱与巷道宽度之和应小于内应力场S1[22]：

式中，W为工作面倾向长度，m；l为周期来压步距，m；L为初次来压步距，m；∑hi为关键层所控制软弱层厚度总和，m；E0为关键块体下煤体弹性模量，MPa；m为煤煤层厚度，m；hz为直接顶厚度，m；kz为直接顶碎胀系数；B为煤柱宽度，m；R为巷道宽度，m。

图3 沿空掘巷上覆岩层结构

依据恒源煤矿工作面地质生产参数确定W=212m，初次、周期来压步距L=30m、l=17m，∑hi=18.95m，E0=2.4GPa，kz=1.4，hz=4.9m，R=4.2m，求得煤柱宽度B≤8.15m。

2.1.2 下限值

沿空掘巷护巷煤柱留设宽度过小将导致煤柱在上覆岩层载荷作用下发生生严重破坏，甚至失稳不利于巷道围岩的锚固支护，护巷煤柱宽度应大于极限平衡区理论计算下的宽度值。由极限平衡区理论[23]，上区段采空区影响的塑性区宽度x1：

式中，m为工作面采高，取2.8m；A为侧压系数，取A=0.5；φ为煤体内摩擦角，取20°；C为煤岩体粘聚力，取1.52MPa；K为应力集中系数1.5；γ为上覆岩层平均容重，取0.025MN/m3；H为巷道埋深，取460m；Pz为上区段工作面巷道煤帮的支护强度，取0MPa。

代入式(2)中，x1=2.37m，则沿空掘巷窄煤柱合理宽度：

B≥x1+x2+x3

(3)

式中，x1为采空区影响的塑性区宽度，m；x2为窄煤柱帮采用的锚杆有效长度，取1.6m；x3为煤柱宽度富余系数，由于开采煤层为中厚煤层，为保证煤柱稳定性可取x3=0.2～0.5(x1+x2)。

将式(2)计算结果代入式(3)，由此得B≥4.76～5.98m。

综上所述，恒源煤矿487工作面回风巷护巷煤柱合理宽度理论计算范围应为4.76～8.15m。

2.2 窄煤柱合理宽度数值模拟

2.2.1 数值模型建立

根据恒源煤矿487工作面生产地质条件，建立了FLAC3D数值模拟模型。模型尺寸为长×宽×高=200m×110m×70m，共划分250240个单元体、264473个节点；模拟4#煤层厚度2.8m，487工作面沿空掘巷为斜矩形断面，净宽×净高=4200mm×2400mm；选取x轴方向为工作面倾向，y轴方向为工作面推进方向，竖直方向为z轴方向；四周和底部固支约束，上部施加10.25MPa的自重载荷，设定侧压系数为1.2，采用Mohr-Coulomb本构模型，应变模式采用大变形模式，煤岩体力学参数见表1。

2.2.2 窄煤柱宽度数值模拟

为探究487工作面沿空掘巷合理煤柱宽度，在已建立模型基础上探究3m、4m、5m、6m、8m、10m煤柱宽度下沿空掘巷围岩垂直应力演化特征。不同尺寸煤柱应力分布云图及曲线如图4、图5所示：

表1 岩石力学参数

图4 不同煤柱宽度应力曲线

图5 不同煤柱宽度应力分布

1)沿空掘巷后顶底板均存在一较稳定的应力降低区，且应力降低区范围与极值并不随煤柱宽度的改变而发生较大变化。

2)巷道围岩周围存在较为明显的应力集中区域，且随煤柱留设宽度增大，巷道围岩实体煤区域与煤柱区域垂直应力呈现相反的变化趋势。

3)沿空掘巷煤柱区域内，随煤柱宽度增加，煤柱内应力集中程度递增，不同煤柱宽度下垂直应力分布随远离巷帮均呈“Λ”形分布；煤柱宽度3～4m时，煤柱内应力均小于原岩应力，表明煤柱整体处于岩石破坏峰后状态，承载能力较低；煤柱宽度为5m时，煤柱内存在应力集中区且应力集中系数为1.21，表明煤柱开始具有较强承载能力；煤柱宽度为6～10m时煤柱内应力集中程度迅速增强，且应力峰值与范围逐渐超过实体煤，表明上覆岩层载荷承载主题逐渐由巷道实体煤侧转移至煤柱侧。

4)随着煤柱宽度的增加，实体煤区域应力集中的峰值与范围递减，极值点位置逐渐向巷道方向靠近，且实体煤内应力逐渐趋于的稳定值递减。

不同煤柱宽度下巷道表面位移变化如图6所示。由图6可知：①随煤柱宽度由3m增至5m，沿空掘巷顶板围岩变形大幅度减小，煤柱宽度再由5m增加至10m过程，围岩变形缓慢减小。②煤柱宽度不同，巷道围岩变形均表现出以两帮变形为主要变形的特征，表明巷道围岩变形控制的关键在于维持两帮的稳定性，尤其是窄煤柱的稳定。

综合该地质实况下理论计算和数值模拟沿空掘巷窄煤柱留设宽度结果，确定487工作面回风巷窄煤柱留设宽度为5m。

图6 不同煤柱宽度沿空掘巷围岩变形曲线

3 沿空掘巷围岩稳定性分析

为进一步了解工作面采动影响下窄煤柱沿空掘巷围岩的应力演化规律、塑性区分布及围岩变形情况，本节分析研究487工作面回采40m后，沿空掘巷超前工作面50m内围岩的垂直应力、塑性区分布特征及围岩变形，为窄煤柱沿空掘巷的围岩控制提供必要依据。

3.1 沿空掘巷围岩应力演化规律

为分析工作面推进40m后，沿空掘巷超前段围岩的垂直应力分布特征，特对三维空间模型进行切片处理，得到沿空掘巷不同超前段围岩垂直应力分布如图7所示：

1)巷道围岩浅部的垂直应力低值区以“半椭圆状”向巷道围岩深部并偏向煤柱侧扩散，并在煤柱周围形成一个低应力区。

2)超前工作面50m范围实体煤内存在呈“椭圆状”垂直应力峰值区。随着远离工作面，沿空掘巷实体煤帮垂直应力峰值带范围和峰值都呈减小趋势，在超前工作面5m处，其垂直应力峰值带范围在2.1～7.3m之间，垂直应力峰值为31.8MPa。

3)超前工作面距离30m内，随着远离工作面煤柱内垂直应力峰值区域逐渐增长，煤柱承载范围及强度渐次增加，煤柱内应力受工作面回采动压影响较为显著；超前工作面距离30m之后，煤柱内应力峰值区基本稳定，工作面回采动压影响较缓。

为进一步明晰该工作面回采过程中沿空掘巷围岩的垂直应力分布特征，对其监测数据进行处理得到工作面推进40m时沿空掘巷超前段两帮垂直应力分布曲线和顶底板相对移近量曲线如图8所示。

综上所述，通过对GLP-1的深入了解，GLP-1类药物不仅降糖效果较强，还不会增加机体低血糖风险。同时，糖尿病患者服用GLP-1类药物，也能能保护患者的心血管功能，具有良好的临床应用价值与应用前景。但临床中仍有一些问题有待研究：①GLP-1作为注射药物，存在着使用不便的问题；②GLP的部分功能机制尚未完全探究清楚，难免会导致适用人群存在偏差；③GLP-1作为一种新药，有待临床的进一步检验。因此，对GLP-1类药物治疗糖尿病的研究还有待进一步的研究。

1)该工作面推进40m时沿空掘巷超前段煤柱内的垂直应力呈“Λ”形分布，沿空掘巷超前段实体煤帮内的垂直应力分布虽不完全相同，但其总体趋势均先迅速增大至峰值，而后降低，随超前工作面不同距离其应力降低后最终稳定值不同。

2)随着远离工作面，沿空掘巷超前段煤柱内的垂直应力曲线分布形态基本一致，但峰值随远离工作面由低于原岩应力增长到超前30m处13.67MPa，表明巷道围岩受回采动压影响逐渐减弱。

3)随着远离工作面，沿空掘巷实体煤帮内垂直应力曲线均先“线性”增加至峰值，而后以“指数”的形式递减至稳定，且其峰值逐渐减小，峰值点位置渐次向巷道位置偏移；

4)随着远离工作面，沿空掘巷围岩顶底板移近量、两帮移近量均呈“负指数”形式递减。工作面超前10m内巷道围岩变形较为剧烈，超前30m后顶板、两帮变形趋于稳定，相对移进量逐渐分别稳定在210mm、330mm。

3.2 沿空掘巷围岩塑形区演化规律

由图8可知，煤柱以剪切破坏为主且全部进入塑性状态，顶底板及实体煤帮的塑性区分别呈“扇形”状包围沿空掘巷，塑形区范围整体偏向巷道实体煤上帮角，且在煤柱左上侧存有“V”型弹性区域。超前5m处，顶板塑性区最大深度达到5.0m，之后随超前工作面距离增加而减小，超前30m之后顶板塑形区宽度大致稳定在4.0～4.5m；实体煤帮塑性区范围变化较小，整体控制在3.0～3.5m之间；巷道底板塑性区范围基本稳定在1.5m范围内，但实体煤底帮角处破坏范围变化明显，由最大破坏深入底板3.5m减小至超前30m处的2.0m，最终稳定在深度1.5m范围内。

综上所述，5m窄煤柱沿空掘巷受回采工作面影响剧烈区域位于工作面前方30m内，其垂直应力峰值为31.8MPa，顶板塑形区最大深度为5.0m，实体煤帮3.5m，底板实体煤底角最深3.5m，煤柱内已进入全塑状态。

4 沿空掘巷围岩控制技术

4.1 沿空掘巷围岩锚固机理

根据恒源煤矿5m护巷煤柱超前工作面沿空巷道所处围岩力学环境、塑性区范围、围岩变形情况，易知控制沿空巷道围岩变形破坏的关键是维持煤柱的稳定性，同时着重发挥顶板与实体煤帮的协同承载能力。根据恒源煤矿生产地质实况，提出了窄煤柱沿空掘巷高强锚杆-索组合非对称支护技术：

1)顶板锚杆偏向“实体煤侧+高预应力长锚索”抑制动载转移。由前述超前工作面沿空掘巷围岩塑性区演化特征，塑形区在顶板偏向实体煤侧较为发育，最大深度达到5.0m，而在煤柱侧顶板存有“V”型弹性区域，故而顶板锚杆支护方向垂直顶板斜顶偏向实体煤侧，并采用7.3m长锚索重点加固巷道顶板区域，使其发挥更多的承载，从而限制采动应力尽可能小地向巷道两侧围岩转移。

3)高强锚杆加固实体煤帮。该矿为中厚煤层综采，工作超前影响将导致沿空巷道实体煤帮围岩浅部破裂塑化，以致失去承载能力。且数值模拟结果显示，实体煤帮内塑性区宽度基本稳定在3.0～3.5m，故巷道开掘后采用高强锚杆并适时施加预应力，使锚杆在巷道围岩浅部形成一个应力相互叠加的承压拱，从而改善浅部破碎围岩的受力状态；同时煤柱帮顶、底锚杆均偏离巷道水平线15°，以重点加固实体煤两帮角处浅部围岩维持巷道断面的完整。

4.2 沿空掘巷支护参数

顶板支护：487回风巷顶板选用∅22mm×2400mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm，每排5根，采用树脂锚固剂锚固，规格为K2350、Z2350型各1卷，锚杆锚固力不少于80kN，扭矩不小于200N·m；顶板锚索为∅=17.8mm×7300mm钢绞线，间排距2000mm×2700mm，居巷中对称布置，锚索外露长度150～250mm，锚索托盘采用300mm×300mm×18mm的方托盘，采用K2350(1卷)、Z2350(2卷)树脂锚固剂，锚索的破断力≥353kN，抗拉强度≥1860MPa，延伸率≥3.5%，锚固力为100～120kN；同时顶板采用“M3”型钢带配合金属网辅助加强支护，规格分别为4000mm×180mm、5000mm×1100mm。

两帮支护：窄煤柱帮采用∅22mm×2400mm的左旋螺纹钢锚杆，每排4根，间排距为700mm×900mm，采用平钢带和菱形金属网辅助支护，规格分别为2000mm×180mm、5000mm×1100mm；实体煤帮采用∅22mm×2400mm右旋全螺纹钢锚杆，每排3根，间排距900mm×900mm，采用钢筋梯子梁和菱形金属网辅助支护，规格分别为2000mm×150mm、 5000mm×1100mm。帮部锚杆均采用1卷Z2350型锚固剂，其锚固力不少于60kN，扭矩不小于150N·m。锚杆托盘均采用规格为150mm×150mm×18mm的方托盘，减摩垫片、预紧力螺母分别配套使用。支护断面如图9所示。

图9 沿空掘巷支护参数(mm)

4.3 沿空掘巷围岩锚固预应力场

为进一步探究487工作面回风巷锚杆索组合非对称支护结构承载性能，依据沿空掘巷支护参数建立了数值模拟，预应力场分布如图10所示。

图10 锚杆索组合承载结构

1)以0.02MPa为有效压应力区边界，锚杆-索联合支护形成的有效压应力区发生叠加，在顶板高度为5.5m范围内，煤柱帮深度2.1m范围内，实体煤帮深度2.0m范围内及实体煤帮两帮角处超过1.5m深处均形成了有效压应力区，该区域为锚杆-索组合支护形成的深-浅部承载结构，使得巷道围岩协同成一个连续的整体。

2)锚索在距顶板高度为7.0～8.5m范围内形成拉应力集中区，顶板浅部2.0m范围内形成压应力大于0.08MPa的应力集中区，且越靠近实体煤侧应力集中越为明显，表明顶板锚杆-索非对称支护形式切实改善了巷道顶板实体煤帮角处围岩应力状况。

3)煤柱侧应力相比于实体煤侧，在其中部1.5m范围内明显形成压应力大于0.08MPa的应力集中区，表明适当增强煤柱帮的锚杆支护密度，更明显改善了煤柱浅部围岩受力状况，切实加强了煤柱内围岩承载弱区，利于煤柱稳定。

5 矿压监测

为评价分析沿空掘巷围岩控制效果，对487工作面风巷围岩变形量进行实地监测，采用十字布点法在超前工作面每间隔5m布置一处测点，监测超前工作面60m范围内顶底板与两帮各自移近量，结果如图11所示。

图11 487工作面回风巷位移曲线

由图11可知：工作面附近，巷道围岩变形最为剧烈，顶底板移近量为574mm，两帮移近量为759mm；随超前工作面距离的增加，顶底板与两帮移近量整体上呈减小趋势；当超前距离超过30m后，移近量显著减小且逐渐趋于稳定值，此时顶底板移近量约为190mm，两帮移近量约为315mm。巷道断面在受到工作面回采扰动后围岩变形量均在可控范围内，变形后断面不影响回采巷道的正常使用。因此，沿空掘巷5m窄煤柱和上述支护方式有效地限制了487工作面回风巷的围岩变形，窄煤柱沿空掘巷应用取得了成功。

6 结 论

1)结合矿井实际地质条件，基于极限平衡区理论、内外应力场理论与数值模拟等方法综合确定沿空掘巷窄煤柱宽度为5m。

2)沿空掘巷煤柱内应力峰值区大小及范围随煤柱宽度增大而减大，煤柱承载作用逐渐加强，而实体煤与其相反。

3)回采动压对沿空掘巷围岩应力及塑性区分布有明显的影响，其剧烈影响范围约为工作面前方30m内，且沿空掘巷超前段顶板处的最大塑性区高度为5.0m，实体煤帮侧的最大塑性区宽度为3.5m。

4)5m窄煤柱沿空掘巷采用高强锚杆-索组合非对称支护方式有效地控制了围岩变形，锚杆索组合承载结构切实提高了巷道围岩承载性能，顶底板与两帮相对移进量最大分别为574mm、759mm，超前30m后移近量逐渐接近190mm、315mm。