窄煤柱沿空掘巷技术关键参数研究与应用

曹海彬

(山西潞安化工集团蒲县开拓煤业公司，山西 蒲县 041206)

1 工程概况

山西潞安集团蒲县开拓煤业有限公司矿井，地处蒲县乔家湾乡井上村一带，行政区划属乔家湾乡管辖，距蒲县县城23 km.开拓煤业为生产矿井，现阶段正开采3号煤层，煤层厚度1.15～2.60 m，平均1.93 m；属稳定可采煤层。根据采掘巷道的揭露情况，煤层顶板多为泥岩，局部为粉砂岩，底板多为泥岩、炭质泥岩，巷道均沿3号煤层底板布置。现阶段在3号煤层一采区布置有一个回采工作面和两个掘进工作面。回采工作面为3107综采工作面，掘进工作面为3109回风巷掘进工作面和3109进风巷掘进工作面。工作面采掘巷道布置详情如图1所示。

图1 3109工作面采掘工程平面图

2 维护状况

开拓煤业3号煤层原沿空巷道，支护方式为锚杆+钢筋网+锚索+W钢带支护。巷道锚杆主要参数为：杆体直径20 mm，杆体长度2.4 m，间距为0.9 m，排距为01.0 m，锚索直径18.9 mm，长度8.5 m，间距1.8 m，排距3.0 m.以3107进风巷为例，与采空区之间留设15 m煤柱掘巷。由于未合理回避矿山压力，导致沿空巷道变形严重，服务期间需多次返修，严重制约工作面安全高效生产。

3 煤柱合理宽度综合研究

3.1 支承压力峰值点位置

依据统计拟合公式计算支承压力峰值点距煤帮的距离B为[1]：

B=15-0.475f0-0.16Rc-0.2α+1.6m+1.7×10-3H

(1)

式中：f0为煤层硬度系数，取2；Rc为顶板岩石单向抗压强度，35 MPa；α为煤层倾角，取8°；m为采高，1.93 m；H为煤层深度，取515 m.

将各参数代入上式算得B=12.8 m，即支承压力峰值点距煤壁12.8 m.

3.2 应力降低区宽度

工作面回采后，在工作面推进方向一侧采空区边缘煤层内，将形成破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区，基于极限平衡理论推导，采空区侧煤体内塑性破坏深度x0为[2]：

(2)

式中：m为工作面采高，取1.93 m；γ为上覆平均岩层重力密度，取0.025 MN/m3；A为侧压系数，取1.5；H为巷道埋深，取515 m；φ0为煤体内摩擦角，取30°；C为煤层界面黏聚力，取0.5 MPa；K为应力集中系数，取2.0；P为邻近工作面巷道煤柱帮支护强度，取0.07 MPa(锚杆支护)。

将以上参数代入式(2)，计算得x0=12.1 m，考虑沿空掘巷宽度为4.6 m，则合理的煤柱宽度不应大于12.1-4.6=7.5 m.

3.3 巷道围岩“应力-强度”双因素协同

巷道围岩控制效果是应力、围岩强度和支护三者共同作用的结果。采空区侧向煤体存在应力降低区，这是沿空掘巷得以实施的基础环境。但是与之相对应的，应力降低区内煤体次生裂隙发育，强度损伤严重。而随着深部煤体应力增高，其次生裂隙密度逐渐降低，强度损伤程度缓解。不可追求过度低值应力，否则难以保证巷道围岩变形可控。

如图2所示，煤柱宽度选择在阴影部分，既使巷道位于低值应力区，又保留了相对低损伤煤体护帮成巷。根据前述计算，煤柱尺寸应控制在4～7.5 m之间。

图2 采空区侧向煤体应力与裂隙度关系

3.4 有效锚固体宽度

小煤柱两侧边缘易松散破碎，需双向对锚后对其形成三向约束维持承载性能。煤柱尺寸应以能实现双向对锚为基准。上个工作面巷道煤帮采用D20 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆支护，工作面回采结束后煤帮不可退锚。3109工作面沿空掘巷一侧应采取规格不低于D22 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆支护，加大承载圈厚度，在煤柱中部形成承载核区。据此，小煤柱宽度应设置为5～6 m.

3.5 宽高比优化

根据已有工程案例[3-4]，煤柱的宽高比大于0.8时有助于承压期间姿态稳定。由此确定煤柱宽度应大于2.6 m.

3.6 煤柱宽度确定结论

总结上述煤柱宽度确定结果如图3所示，由各项确定方法的交集得到最佳煤柱宽度为5～6 m.小煤柱最优尺寸的选择应遵循以下原则：①煤柱及沿空巷道应力集中程度低；②煤柱帮锚杆能够锚杆在较稳定岩体内；③保证巷道围岩变形在合理范围内；④煤柱能够起到隔离采空区的效果；⑤尽量多的回采煤炭资源。综合考虑以上原则，结合数值模拟及理论计算结果，确定最优煤柱宽度为6.0 m.

图3 小煤柱宽度的选择范围

4 沿空巷道支护技术设计

4.1 沿空巷道围岩“卸压-锚固”一体化协同控制技术

工作面回采后，沿空巷道顶板将形成图4所示结构，顶板“大结构”主动卸压控制，通过窄煤柱帮的高强支护，促使坚硬顶板沿此位置断裂，并以断裂线延伸方向引导老顶以上其它岩层断裂。主动卸压不仅转移了顶板断裂位置，也缩短了沿空巷道的扰动周期，改善了应力环境，还避免了巷道围岩直接承受老顶的“给定变形”造成压裂破坏的问题。

图4 沿空巷道围岩“卸压-锚固”一体化协同控制技术

巷道“小结构”主动锚固控制，在卸压结构的掩护下，于采空区侧向扰动区内构建相对稳定的锚固圈层，进一步降低围岩变形量。由于次生裂隙大量发育，锚固应以短锚杆构建基础承载圈，并以长锚索构建厚层强化圈，既防浅表裂隙导通松碎破坏，又防基础圈层整体失稳。顶板卸压为巷道锚固提供了良好的应力坏境，维持了采动岩体高效锚固性能，巷道锚固保障围岩结构稳定，进一步强化了卸压的效果。

支护长度优化，促进锚杆、锚索高效耦合承载。当锚固长度一定时，锚杆和锚索的轴向敏感度(反应抑制变形的能力)随着杆体长度的增加而降低，因此若锚索长度过长则支护效率下降。而与之对应，承载层厚度随着锚杆长度的降低而降低，若锚杆长度过短则锚固层厚度不足。通过加大锚杆长度、缩短锚索长度，形成长短组合间隔支护，促进锚杆和锚索高效协调承载，既能保证锚固层的厚度，又能维持杆体的高敏感度。

4.2 柔性锚杆支护方案

1) 顶板支护：① 柔性锚杆：顶板每排采用5根D21.8 mm×4 300 mm柔性锚杆压钢筋网支护，间排距为950 mm×1 200 mm；每根柔性锚杆搭配2节MSCK2370型树脂药卷；使用D28 mm钻头，外露长度150～300 mm；预紧力不小于200 kN.②锚索：每隔两排柔性锚杆补充2根D21.8 mm×6 300 mm锚索支护，间排距为2 850 mm×2 400 mm;每根锚索搭配1节MSCK2370型、2节MSK2370型树脂药卷；锚索预紧力不小于250 kN.③ 网片:顶板钢筋网规格为D6.5 mm×4 600 mm×1 300 mm(网孔100 mm×100 mm).

2) 煤帮支护：① 螺纹钢锚杆(配M3钢带、M3托盘)：帮部每排布置4根D22 mm×2 600 mm左旋螺纹钢锚杆(屈服强度为500 MPa)，间距不一，排距1 200 mm，上部3根锚杆配M3托盘压M3钢带支护，底部1根为单体支护。每根锚杆搭配2节MSCK2370型树脂药卷；螺纹钢锚杆预紧力矩不小于300 N·m.② 网片：帮部纵向铺设1片金属菱形网，规格为3 200 mm×1 300 mm.支护布置图如图5所示。

5 沿空掘巷支护技术应用效果分析

3109工作面掘进留设6 m小煤柱，采用上述支护方案掘进期间，采用十字断面法布置测点，测站布置于自迎头0～160 m范围，观测工作与掘进工作同步进行，并及时进行观测。在掘进期间，测站多次受巷内施工影响，遭到破坏后，在原有测站的基础上重新调整继续观测。工作面回采期间同样布置测点监测巷道表面位移情况，监测结果整理后如图6所示，沿空巷道掘巷期间，成巷60 d内，表面位移量呈增长趋势，60 d后表面变形基本不再增大，顶底板移近量稳定在147 mm左右，实体煤帮内移量稳定在132 mm左右，煤柱帮内移量稳定在126 mm左右，围岩稳定性良好。工作面回采期间，至工作面回采到测点位置，顶底板移近量最大值为365 mm，煤柱帮内移量最大值316 mm，工作面一侧煤帮内移量286 mm，巷道围岩整体稳定性良好，巷道断面轻微收缩，能够满足正常使用的要求。

6 结 语

根据开拓煤业10-1002工作面具体的地质条件，通过理论计算及数值模拟分析得知，10-1002工作面采用留小煤柱沿空留巷煤柱宽度为6 m较合理，10-1002运输巷采用“锚杆(索)+W型钢带+注浆”支护方式，现场应用后进行围岩位移量观测，10-1002运输巷掘进期间，顶底板移进量最大值为300 mm，实体煤侧最大变形量为273 mm，煤柱侧最大变形量为249 mm.10-1002工作回采期间，超前支承压力影响范围约为80 m，巷道顶底板最大移进量为376 mm，实体煤侧最大位移量为270 mm，煤柱侧最大位移量为299 mm.通过注浆加固有效的改善了煤柱的力学特征，取得了很好的支护效果。