浅埋深软岩中厚煤层小煤柱宽度留设及支护技术研究

罗新旗

(内蒙古同煤鄂尔多斯矿业投资有限公司，内蒙古 鄂尔多斯 017000)

煤柱留设是我国煤矿中常用的护巷方法，护巷煤柱宽度过大会造成煤炭资源浪费，护巷煤柱过小则不能起到保证巷道稳定的作用。随着开采煤层厚度的增加，大煤柱造成的资源浪费现象特别严重，但小煤柱留设又会带来巷道设计、支护以及维护等一系列难题。

为此，国内外众多学者对于在小煤柱下的巷道支护进行了大量研究。汪占领等[1]分析了近距离煤层开采巷道布置的合理性，揭示了巷道布置与煤柱宽度藕合关系。赵明洲等[2]针对大厚度薄层复合顶板煤巷剧烈变形问题，提出了“高强联合支护技术”。诸多研究者多基于留设煤柱的稳定性，对区段煤柱留设尺寸的问题进行了详细的研究与探讨，并取得了一定的研究成果，但针对浅埋深软岩中厚煤层综采工作面区段煤柱合理尺寸留设的问题却鲜有研究。

以往色连煤矿煤柱留设20 m大煤柱，虽然没有明显的强矿压现象发生，但回采巷道实质上处于应力升高区范围内。随着开采强度的增加，同样存在着矿压显现的安全风险。同时，大煤柱带来的资源浪费现象十分严重。因此，拟计划在2-2上8110工作面实施小煤柱沿空掘巷技术，在提高煤炭资源回收率的同时，进一步改善巷道所处的应力环境，确保工作面的安全生产。

1 工程概况

色连煤矿井田面积35.74 km2，共有可采煤层9层，主采煤层5层，属侏罗纪煤层，以不粘煤为主，长焰煤次之。矿井核准生产能力500万t/a，服务年限43 a。开拓方式为斜井、立井混合开拓，采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方法。矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，煤层自燃倾向性属I级容易自燃煤层，水文地质条件为中等。

2-2上8110工作面平均厚2.5 m，倾角2.5°，平均埋深142.2 m，煤层普氏系数为3～4，顶底板岩性均为砂质泥岩或泥岩类软弱岩层，抗压强度为20 MPa，普氏系数一般为2～3，均属于软岩。相邻8111工作面于2021年4月份回采完毕，各巷道掘进区域内上下层均无小窑和其他开采矿井。拟实施小煤柱巷道为5110巷，该巷道设计长度1 067 m，设计断面5.1 m×3.3 m。位置如图1所示。

2 煤柱合理尺寸研究

2.1 侧向应力降低区的理论分析

分析综采工作面侧向支承压力演化规律可知，三角滑移区破断前期全部荷载需要侧向煤柱承担，破断后稳定接触以上的块体自身及上覆荷载也不需要完全由其下部岩层承担，即只有一部分荷载传递至下方煤柱，因此三角区域破断前后作用在煤柱上力的减小是侧向支承压力降低的根本原因。根据弹塑性力学理论[3]，结合矿井实际条件，推导出侧向支承压力降低区范围(塑性区宽度)为：

(1)

式中：M为煤层开采厚度，m；β为侧压系数；φ0为煤层界面内的内摩擦角，取28°；C0为煤层界面中的黏聚力，取2MPa；Px为采空区对煤柱的侧向约束力，取0。

(2)

式中：β为侧压系数；σ为最大或最小水平主应力，σH或σh，MPa；σv为垂直应力，MPa。

根据以往研究中侧压系数变化范围[3]及色连煤矿所做地质力学测试进行推断，5110巷道附近侧压系数的取值范围应为0.7～1.0。

可计算不同侧压系数下煤厚分别为1～5 m时的应力降低区范围，如图2所示。

图2 不同开采厚度时侧向支承应力降低区距离

从图2可以看出，在侧压系数一定的情况下，随着煤层开采厚度的增大，应力降低区的范围增大。当β=0.7时，开采厚度分别为1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m时的应力降低区范围分别为8.6 m、9 m、9.4 m、9.8 m、10.2 m、10.6 m、11 m、11.4 m；当β=1.0时，开采厚度分别为1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m时的应力降低区范围分别为9.2 m、10 m、10.8 m、11.6 m、12.4 m、13.2 m、14 m、14.8 m。随着采厚的增大，侧向支承压力的峰值向煤体深部转移。由于工作面煤厚平均为2.5 m，结合理论计算可以看出，平均应力降低区范围为9.2～10.4 m。

2.2 软岩巷道应力环境数值模拟分析

根据工作面钻孔柱状图，通过有限差分法的FLAC3D数值模拟软件，按照色连煤矿的物理力学参数建立了数值模拟模型[4]。沿8111工作面右侧煤层顶板设置一条监测线用以监测在工作面采空后侧向支承压力的大小。

首先对8111工作面进行回采，待工作面稳定后记录采空区右侧的侧向支承压力数值。工作面回采稳定后的垂直应力云图如图3所示，垂直位移云图如图4所示。

图3 垂直应力分布云图

图4 垂直位移分布云图

可以看出，在模型计算平衡之后，由于采高较小，且煤层顶板较为软弱，在采空区两侧并没有明显的应力集中现象，可以推断侧向支承压力的变化比较平缓。通过监测数据可以得到侧向支承压力分布曲线。8111工作面采空区稳定后侧向支承应力分布图如图5所示。

由图5可以得出，2-2上煤层原岩应力约为5.2 MPa，而在8111工作面采空区稳定后所产生的应力降低区范围为10 m。在离开应力降低区范围后，应力曲线变化较为平缓。应力峰值大小为7.27 MPa，应力集中系数为1.4。这是由于2-2上煤层顶板向上短距离内没有出现较为坚硬的关键层。因此，应力分布较为均匀，应力升高区范围随之增大，但整体影响程度不高。

图5 采空区稳定后侧向支承应力分布图

综上所述，通过理论计算得到的采空区侧向支承压力的应力降低区范围约为9.2～10.4 m，而数值模拟计算得到的侧向支承压力应力降低区范围为10 m。因此，有理由认为，8111采空区稳定后应力降低区宽度约为10 m。

2.3 合理煤柱宽度的初步确定

采空区稳定后应力降低区宽度约为10 m，考虑5110巷设计宽度为5.1 m，为使得沿空掘巷巷道处于应力降低区内，尽可能地提高煤炭资源回收率，同时确保小煤柱具有良好的隔绝采空区作用，所以初步确定煤柱宽度为5 m。

3 5110巷支护设计

根据周边矿井小煤柱支护情况和理论分析，既保证围岩整体有足够的支护强度和刚度、薄弱部位重点控制，又遵循控制效果和经济成本的合理平衡，制定了如下矿井小煤柱支护设计方案：

3.1 顶板支护

锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆(D20 mm×2 400 mm)，屈服强度不低于335 MPa。每排6根加W型钢带，距巷道两帮300 mm各打1根锚杆，锚杆与水平面夹角75°，其它各排锚杆排距1 000 mm，间距900 mm，锚杆D20 mm、L=2 400 mm，垂直顶板，锚杆托盘为150 mm×150 mm×10 mm的蝶形托盘。W型钢带及钢筋网护表，W型钢带为4 800 mm×280 mm×3.75 mm的W型钢带。

在两排锚杆中间布置1排锚索，锚索排距2 000 mm，间距2 000 mm，为D17.8 mm-1×7-6 300 mm钢绞线，与顶板垂直，托盘为220 mm×200 mm×12 mm的异型托板，锚索吊JW钢带及钢筋网护表，JW钢带为4 400 mm×330 mm×6 mm，钢筋网为100 mm×100 mm的D6 mm钢筋网。

两腮布置角锚索，角锚索不与锚索同排布置，角锚索排距2 000 mm，为D17.8 mm-1×7-4 300 mm钢绞线，与水平成45°夹角，角锚索吊600 mm短节工字钢。

3.2 采煤帮支护

锚杆采用全螺纹玻璃钢锚杆。玻璃钢锚杆为MGSL20/2400F，锚固力不低于70 kN，预紧力矩不低于60 N·m，托盘承载力不低于70 kN。距巷道顶300 mm打1根锚杆与水平方向夹角为15°(向上偏)，距巷道底1 000 mm打1根锚杆与水平方向夹角为15°(向下偏)，网片采用阻燃塑料网，网孔为45 mm×45 mm，搭接不少于100 mm，用双股14号铅丝每200 mm绑扎一道，呈两排三花布置，绑扎扣不少于3圈。

3.3 煤柱帮支护

锚杆为左旋无纵筋螺纹钢锚杆(D20 mm-2 400 mm)，锚杆排距1 000 mm，间距100 mm，锚杆D20 mm，杆长L=2 400 mm，锚杆托盘为150 mm×150 mm×10 mm的蝶形托盘。距巷道顶300 mm打1根锚杆与水平方向夹角为15°(向上偏)，距巷道底100 mm打1根锚杆与水平方向夹角为15°(向下偏)，其余锚杆垂直巷帮。W型钢护板及钢筋网护表，W型钢护板为450 mm×280 mm×4.75 mm，钢筋网为100 mm×100 mm的D6 mm钢筋网。

3.4 锚固长度及预紧力

锚杆锚固采用加长锚固[5]，采用两支树脂药卷，1支为MSK2335，1支为MSZ2360，预紧力矩不小于200 N·m，锚固力要求不低于105 kN；锚索采用端头锚固，采用3支树脂药卷，1支MSK2335，2支为MSZ2360，药卷从上到下先快速，后中速。要求锚索预应力不低于180 kN，锚固力不低于320 kN(破断力的90%)。锚杆锚固长度900 mm，锚索锚固长度1 500 mm。巷道支护图如图6所示。

图6 5110巷支护图(mm)

4 现场支护效果分析

在5110巷掘进期间，安装测站对回采过程中巷道顶板沉降量及两帮收敛量进行监测，处理监测数据后得到巷道顶板及两帮位移变化规律，见图7。

图7 巷道顶板沉降量及两帮收敛量变化规律

在回采初期，受采动影响较大，巷道顶板沉降量及两帮收敛量变形速率较大；30 d后，变形速率减小，变形量基本稳定。监测过程中，顶板最大沉降量为19.7 mm，两帮最大收敛量为26.2 mm，皆控制在安全值内，证明采用该锚杆锚索加JW钢带联合支护方案有效维持了巷道中围岩的稳定。

5 结 语

1) 基于浅埋深中厚煤层开采地质条件，采用理论计算和数值模拟的方法，确定了5110沿空掘巷护巷煤柱的合理宽度为5 m。

2) 根据色连煤矿2-2上5110巷道实际地质情况，确定锚杆锚索加JW钢带联合支护适用于其巷道维持稳定，配合采用金属网对较破碎的直接顶进行护表，采煤帮采用玻璃钢锚杆加阻燃塑料网护帮，煤柱帮采用锚杆和W钢护板加金属网护帮，部分破碎严重的顶角部位采用喷浆护帮。

3) 5110软岩煤巷回采期间围岩位移监测结果表明，顶底板移近量最大值约为19.7 mm，两帮移近量最大值约为26.2 mm，位移量有效地控制在合理的范围内，取得了良好的效果，对于类似地质条件下巷道围岩控制有一定推广应用价值。