工作面过斜交空巷围岩控制和支护技术研究

吕建光，王帅旗，刘 麟

（1.山西阳城阳泰集团宇昌煤业有限公司，山西 阳城 048100；2.华北科技学院安全工程学院，河北 燕郊 065201）

0 引言

我国煤炭产业近年来取得长足的发展，煤炭产量逐年增长，随着现代化大型综采设备的推广使用，我国建设成一批高产高效的集约化生产矿井及大型煤炭基地，为我国煤炭产业稳步发展奠定了基础[1-3]。但必须指出的是，我国煤炭企业普遍存在“采易弃难”现象，突出表现在只采大面积赋存的实体煤，不采大量的采用落后的房柱式、巷柱式等旧式开采方法破坏的残留煤炭资源[4-5]。

开采旧采残煤资源具有重大的现实意义。所谓“旧采”，是指我国煤炭资源多年来采用的老式的旧式房柱式、巷柱式等不规范开采方法[6]。所谓“残煤”，是指被旧式开采方法破坏的残留煤炭资源。旧采残煤开采不同于原岩应力场条件下的煤炭开采，由于受旧采采动的影响，旧采区域的围岩性质、应力特征、煤层赋存、空间分布等与未受采动影响的煤层有很大差异[7]。因此，如何安全高效回收旧采区的煤炭资源己成为目前亟待解决的技术难题，而旧采区巷道掘进围岩稳定性控制与支护技术更是需要迫切解决的问题。

山西阳城阳泰集团宇昌煤业有限公司（以下简称“宇昌煤业”）主要可采煤层为3 号煤层，残存一区残存3 号煤层厚度2.30～5.48 m，平均厚度3.84 m，残存二区残存3 号煤层厚度2.45～5.72 m，平均厚度3.93 m，属全区稳定可采煤层。其伪顶为炭质泥岩，厚度0～0.2 m；直接顶板多为黑色泥岩或粉砂岩，一般厚约3.95 m；老顶为中～细粒砂岩，层位不稳定（或为直接顶或相变为粉砂岩、泥岩），一般厚约7.66 m；底板为粉砂质泥岩或泥岩，较稳定，一般厚约8.64 m。

顺槽在掘进过程中，会与原马寨煤矿旧巷道平行、垂直和斜交，为保证顺槽正常工作，需考虑旧巷的影响，使用合理可靠的支护方式，保证顺槽在各阶段发挥其原本的作用[8-10]。通过收集、整理、分析围岩地质采矿资料，对宇昌煤业一采区范围内旧采区煤层赋存特征和旧采残留煤柱变形破坏特征进行分析，总结旧采区巷道围岩类型以及旧采区巷道再生顶板、两帮的分类特征，在此基础上归纳旧采区巷道围岩性质和围岩稳定性类别。通过理论研究、数值模拟分析旧采区巷道围岩变形破坏机理、应力分布特征，提出旧采区巷道围岩稳定性控制理论和围岩控制的关键技术。

1 煤柱工作面过空巷应力分布特征

工作面与空巷间煤柱应力分布主要受到工作面采动产生的超前支撑压力和空巷开挖后所产生的应力重新分布叠加影响[11-13]。只有煤柱宽度较大时，才具备足够的强度，能够对上覆岩层的重量起到支撑作用并保持稳定[14-15]。工作面与前方空巷之间煤柱的破坏有一个发展过程，随着煤柱宽度的不断减小，煤柱由原来的弹性稳定状态慢慢发展为塑性不稳定状态，塑性破坏部分会导致煤柱对顶板的支撑能力减小，最终发生失稳破坏[16]。

1）煤柱宽度大于临界宽度。如图1 所示，当煤柱宽度W大于临界宽度WL时，空巷与工作面间煤柱整体应力分布特征为不对称的“马鞍形”。煤柱垂直应力大小自中心向两端增加，靠近旧采区工作面一侧，采动空间大且基本顶跨度增加，煤柱上垂直应力高且影响范围大，空巷侧煤柱由于空巷跨度小，对煤柱的垂直应力影响范围小[17]。煤柱内未受空巷和回采工作面影响的区域，垂直应力等于原岩应力。整个煤柱在空巷和工作面边缘部分煤体发展为塑性区外，中间区域仍是弹性体状态，此时煤柱自身极限强度大于应力峰值，对顶板有足够的支撑力，能够保证顶板稳定性。

图1 不对称“马鞍形”煤柱应力分布Fig.1 Stress distribution of “asymmetric saddle-shaped”coal pillar

2）煤柱宽度等于临界宽度。如图2 所示，随着工作面继续向前推进，此时煤柱宽度W等于煤柱临界宽度WL时，空巷开挖引起的应力重新分布和工作面开采产生的超前支撑压力在煤柱上方相互叠加，煤柱中心垂直应力增大，原岩应力区消失，煤柱两侧塑性区向煤柱中心延伸，煤柱上垂直应力分布特征为“平台形”[18]。

图2 “平台形”煤柱应力分布Fig.2 Stress distribution of “platform-shaped” coal pillar

此时，煤柱中心区域最大垂直应力值等于煤柱极限强度，煤柱还能保持稳定，所以煤柱临界宽度可作为煤柱由稳定状态开始向失稳状态转变的标志[19]。

3）煤柱宽度小于临界宽度。如图3 所示，当煤柱宽度W小于煤柱临界宽度WL时，空巷和工作面两侧采空状态下使支承压力在煤柱上方继续相互叠加增大，此时煤柱上垂直应力远大于原岩应力，中心弹性区域逐渐消失，塑性区由两侧向煤柱中心贯通，整体应力分布特征为“尖拱形”。此时煤柱上垂直应力大于煤柱自身强度，煤柱将会发生破坏进而失稳[20]。

图3 “尖拱形”煤柱应力分布Fig.3 Stress distribution of “sharp arch-shaped” coal pillar

2 旧采区巷道过斜交空巷围岩运动规律研究

2.1 巷道斜交不同角度围岩应力分布

为了研究旧采区巷道在掘进过程中空巷围岩应力分布和煤柱垂直应力分布变化规律，以3 号煤层工作面地质条件为基础，通过FLAC3D数值模拟软件，分別研究旧采区巷道与空巷之间夹角为15°、30°、45°、60°时巷道围岩与巷道形成三角煤柱应力变化情况，对旧采区巷道过空巷时选择合理的支护时间和有效支护方法具有重要指导作用。根据前期所做煤岩地质力学评估工作可知3 号煤层相应物理力学参数，见表1。

表1 煤岩体物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of coal rock mass

模型位移边界选取上方自由位移，模型下方和侧面为固定位移边界，应力条件设垂直应力为自重应力场和模型上覆岩层重力叠加，模型上方换算应力为18 MPa，水平应力为20 MPa，侧压系数为1.3。

1）不同角度顺槽围岩垂直应力分布图如图4 所示。由图4 可知，顺槽与空巷成30°、45°、60°时，顺槽与空巷之间的三角煤柱都发生了不同程度的应力集中，且随着角度减小，三角煤柱应力集中的区域不断变大，30°时应力集中程度最大，在这四种情况下，虽然发生了应力集中，但三角区域没有发生明显破坏。顺槽与空巷成15°时，15°夹角处应力集中区域反而很小，此时夹角处三角煤柱发生了明显破坏，煤柱已经失去了原有的承载，在后期支护过程中难度较大，容易发生片帮现象。由此可知，顺槽与空巷夹角越小对巷道围岩与三角煤柱应力分布影响越大。

图4 不同角度顺槽围岩垂直应力分布图Fig.4 Vertical stress distribution map of surrounding rock channeling with different angles

2）不同角度切眼围岩垂直应力分布如图5 所示。由图5 可知，切眼与空巷成30°、45°、60°、75°时，切眼与空巷之间的三角煤柱都发生了不同程度的应力集中，且随着角度减小，三角煤柱应力集中的区域在不断变大，30°时应力集中程度最大。在这四种情况下，虽然发生了应力集中，但是三角区域没有发生明显破坏。切眼与空巷成15°时，15°夹角处应力集中区域反而很小，此时夹角处三角煤柱发生了明显破坏，煤柱已经失去了原有的承载，在后期支护过程中难度较大，容易发生片帮现象。由此可知，切眼与空巷夹角越小对巷道围岩与三角煤柱应力分布影响越大。

图5 不同角度切眼围岩垂直应力分布图Fig.5 Vertical stress distribution of open-off cut surrounding rock with different angles

2.2 巷道斜交不同角度巷道顶板变形规律

为了研究旧采区巷道在掘进过程中空巷围岩变形规律，分别研究旧采区巷道与空巷之间夹角为15°、30°、45°、60°时巷道顶板围岩变形情况。

1）顺槽和空巷顶板围岩变形规律。如图6 所示，顺槽顶板围岩垂直位移分布基本对称，顺槽顶板的变形量与顺槽和空巷之间夹角有关。顺槽与空巷夹角为60°时，顺槽顶板垂直位移主要集中在顺槽和空巷交界处，随着顺槽与空巷之间的夹角逐渐减小，集中区域向交界外处巷道延伸。顺槽与空巷夹角为15°时，顺槽顶板垂直位移集中区域已经向外延伸12 m 左右。

2）切眼和空巷顶板围岩变形规律。如图7 所示，切眼顶板围岩垂直位移分布基本对称，切眼顶板的变形量与切眼和空巷之间夹角有关。切眼与空巷夹角为60°时，切眼顶板垂直位移主要集中在切眼与空巷交界处，随着切眼与空巷之间的夹角逐渐减小，集中区域向交界外处巷道延伸。

图7 不同角度切眼顶板垂直位移分布图Fig.7 Vertical displacement distribution of open-off cut roof with different angles

2.3 不同角度三角煤柱塑性区分布规律

1）顺槽与空巷三角煤柱塑性区分布情况。顺槽与空巷交界处三角煤柱塑性区分布情况如图8 所示。当顺槽掘进时，由于15°夹角太小，三角煤柱太狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏严重，无法进行合理承载，结果分析如下所述。距交界处小于2 m 时，三角煤柱被塑性区完全覆盖，煤柱完全发生塑性破坏，无法进行有效承载。距交界处3～7 m 时，三角煤柱未被塑性区完全覆盖，但煤柱中间塑性区贯通，无法起到承载作用。距交界处8 m 时，三角煤柱间出现弹性核区，但核区的范围较小可以忽略不计。距交界处8～12 m 时，随着离交界处越来越远，煤柱间弹性核区越来越大。距交界处12 m 以上时，三角煤柱间塑性破坏较小，存在2 m 以上的弹性核区，煤柱有很好的承载能力。

图8 顺槽与空巷斜交煤柱内弹性核区分布图Fig.8 Distribution of elastic nuclei in inclined coal pillars of crossheading and oblique empty roadway

2）切眼与空巷三角煤柱塑性区分布情况。切眼与空巷交界处三角煤柱塑性区分布情况如图9 所示。当切眼掘进时，由于15°夹角太小，三角煤柱太狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏严重，无法进行合理承载。结果分析如下所述。距交界处小于2 m 时，三角煤柱被塑性区完全覆盖，煤柱已经完全破碎，无法进行有效承载。距交界处3～8 m 时，三角煤柱未被塑性区完全覆盖，但煤柱中间塑性区贯通，无法起到承载作用。距交界处9 m 时，三角煤柱间出现弹性核区，但核区的范围较小可以忽略不计。距交界处9～12 m 时，随着离交界处越来越远，煤柱间弹性核区越来越大。距交界处12 m 以上时，三角煤柱间塑性破坏较小，存在2 m 以上的弹性核区，煤柱有很好的承载能力。

图9 切眼与空巷斜交煤柱内弹性核区分布图Fig.9 Layout of elastic nucleus in oblique coal pillar with openoff cut and oblique empty roadway

2.4 巷道斜交不同角度模拟结果分析

1）顺槽与空巷斜交模拟结果分析。由不同夹角下三角内弹性核区的分布情况可以得出以下分析和相应的措施。

顺槽与空巷夹角为15°～30°时，由于夹角太小，三角煤柱太狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏严重，无法进行合理承载。距顺槽与空巷交界处7 m 内由于弹性核区不存在或太小，且煤柱宽度不大，可刷掉距交界处7 m 的煤柱，使用木垛进行支护。距离交界处7～11 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱的宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处12 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

顺槽与空巷夹角为30°～45°时，由于夹角较小，三角煤柱狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏较严重，无法进行有效承载。距顺槽与空巷交界处3 m 内由于弹性核区不存在或太小，且煤柱宽度不大，可刷掉距交界处3 m 的煤柱，使用木垛进行支护。距离交界处4～6 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱的宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处6 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

顺槽与空巷夹角为45°～60°时，由于夹角较大，三角煤柱较宽，煤柱在垂直应力的作用下破坏较轻，能够进行有效承载。距顺槽与空巷交界处2 m 内由于弹性核区不存在或太小，且煤柱宽度不大，可刷掉距交界处2 m 的煤柱，使用木垛进行支护。距离交界处2～4 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱的宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处4 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

顺槽与空巷夹角为60°～75°时，由于夹角大，三角煤柱宽，煤柱在垂直应力的作用下破坏轻，能够进行稳定承载。距顺槽与空巷交界处2 m 内由于弹性核区不存在或太小，但煤柱宽度较大，可刷掉距交界处1 m 的煤柱，使用木垛进行支护，距交界处1～2 m的煤柱用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处2～3 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱的宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处3 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

顺槽与空巷夹角为75°～90°时，由于夹角很大，煤柱在垂直应力的作用下破坏轻，能够进行稳定承载。距顺槽与空巷交界处1 m 内由于弹性核区不存在或太小，但煤柱宽度较大，可刷掉距交界处1 m 的煤柱，使用木垛进行支护，距交界处1～1.5 m 的煤柱用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处2 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

2）切眼与空巷斜交模拟结果分析。由不同夹角下三角内弹性核区的分布情况可以得出以下分析和相应的措施。

切眼与空巷夹角为15°～30°时，由于夹角太小，三角煤柱太狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏严重，无法进行合理承载。距切眼与空巷交界处8 m 内由于弹性核区不存在或太小，且煤柱宽度不大，可刷掉距交界处8 m 的煤柱，使用木垛进行支护。距离交界处8～11 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱的宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处12 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

切眼与空巷夹角为30°～45°时，由于夹角较小，三角煤柱狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏较严重，无法进行有效承载。距切眼与空巷交界处4 m 内由于弹性核区不存在或太小，且煤柱宽度不大，可刷掉距交界处4 m 的煤柱，使用木垛进行支护。距离交界处4～6 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱的宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处6 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

切眼与空巷夹角为45°～60°时，由于夹角较大，三角煤柱较宽，煤柱在垂直应力的作用下破坏较轻，能够进行有效承载。距切眼与空巷交界处2 m 内由于弹性核区不存在或太小，且煤柱宽度不大，可刷掉距交界处2 m 的煤柱，使用木垛进行支护。距离交界处2～4 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处4 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

切眼与空巷夹角为60°～75°时，由于夹角大，三角煤柱宽，煤柱在垂直应力的作用下破坏轻，能够进行稳定的承载。距切眼与空巷交界处2 m 内由于弹性核区不存在或太小，但煤柱宽度较大，可刷掉距交界处1 m 的煤柱，使用木垛进行支护，距交界处1～2 m 的煤柱用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处2～3 m，煤柱内存在弹性核区，且煤柱宽度较大，此时可使用注浆锚杆进行加强支护。距离交界处3 m 以上，煤柱内存在较大的弹性核区，正常支护即可。

2.5 工作面过斜交空巷支护参数计算

1）顺槽过空巷段支护参数数值计算分析。由2.4 节分析得出正常段锚杆索支护参数，结合正常段锚杆索支护参数通过数值模拟对顺槽过空巷段使用不同排距架棚对顺槽围岩的作用，确定架棚合理的棚距。参考《关于印发加强煤矿盲巷管控预防窒息事故十项措施的通知》（晋煤瓦发〔2018〕146 号）内容，进入旧巷（空巷）提前3 m 采用锚网结合钢棚支护，进入旧巷（空巷）后采用钢棚支护，因此，建立一个长×宽×高为100 m×80 m×31.2 m 的数值模型，模型中顺槽正常段使用锚杆索支护，距离空巷3 m 处开始使用架棚支护。由原支护可得，架棚棚距800 mm 可以有效控制顶板，因此，取棚距700 mm、800 mm、900 mm分别进行模拟分析，对架棚支护进行优化。

如图10 所示，模型建立后，煤层位于模型的中间区域，在模型初始稳定之后，先对地层进行稳定后，再进行开挖模拟，研究不同方案情况下的巷道围岩性质演变规律，计算结果输出与分析得出合理结论。

图10 地层建模图Fig.10 Diagram of stratigraphic modeling

由表2 和图11 可知，顺槽在不同架棚棚距支护情况下围岩变形表现出不同的规律，支护越密及棚距越小顺槽位移量越小，棚距为900 mm 时顺槽位移量较大，不利于安全支护；棚距为800 mm 和700 mm时顺槽位移量较小，且相差不多，相对于棚距700 mm，棚距为800 mm 经济性更高，因此棚距为800 mm 更为合理。

表2 顺槽在过空巷段不同棚距情况下顺槽位移量Table 2 Displacement of crossheading at different shed distances in oblique empty roadway单位：mm

图11 不同棚距情况下顺槽数值模拟结果对比Fig.11 Comparison of numerical simulation results of crossheading under different shed distances

2）工作面切眼过空巷段支护参数数值计算分析。由2.4 节分析得出正常段锚杆索支护参数，结合正常段锚杆索支护参数通过数值模拟对切眼过空巷段使用不同排距架棚对切眼围岩的作用，确定架棚合理的棚距。进入旧巷（空巷）提前3 m 采用锚网结合钢棚支护，进入旧巷（空巷）后采用钢棚支护，因此，建立一个长×宽×高为220 m×160 m×31.2 m 的数值模型，模型中切眼正常段使用锚杆索支护，距离空巷3 m 处开始使用架棚支护。由原支护可得，架棚棚距800 mm 可以有效控制顶板，因此，取棚距700 mm、800 mm、900 mm 分别进行模拟分析，对架棚支护进行优化。

如图12 所示，模型建立后，煤层位于模型的中间区域，在模型初始稳定之后，先对地层进行稳定后，在进行开挖模拟，研究不同方案情况下的切眼围岩性质演变规律，计算结果输出与分析得出合理结论。

图12 地层建模图Fig.12 Diagram of stratigraphic modeling

由表3 和图13 可知，切眼在不同架棚棚距支护情况下围岩变形表现出不同的规律，支护越密及棚距越小切眼位移量越小，棚距为900 mm 时切眼位移量较大，不利于安全支护；棚距为800 mm 和700 mm时切眼位移量较小，且相差不多，相对于棚距700 mm，棚距为800 mm 经济性更高，因此棚距为800 mm 更为合理。

表3 切眼在过空巷段不同棚距情况下巷道位移量Table 3 Displacement of roadway under different shed spacing inoblique empty roadway单位：mm

图13 不同棚距情况下切眼数值模拟结果对比Fig.13 Comparison of numerical simulation results of open-off cut at different shed distances

3 结论

1）随着角度改变，顺槽与空巷之间的三角煤柱都发生了不同程度的应力集中，且随着角度的减小，三角煤柱应力集中区域在不断变大，30°时应力集中程度最大，在这四种情况下，虽然发生了应力集中，但是三角区域没有发生明显破坏。顺槽、切眼与空巷夹角越小对巷道围岩与三角煤柱应力的分布影响越大。

2）顺槽、切眼顶板的变形量与顺槽、切眼和空巷之间夹角有关。顺槽、切眼与空巷夹角为60°时，顺槽、切眼顶板垂直位移主要集中在顺槽和空巷交界处，随着顺槽、切眼与空巷之间的夹角逐渐减小，集中区域向交界外处巷道延伸。

3）当顺槽、切眼掘进时，由于15°夹角太小，三角煤柱太狭窄，煤柱在垂直应力的作用下破坏严重，无法进行合理的承载，距交界处12 m 以上时，三角煤柱间塑性破坏较小，存在2 m 以上的弹性核区，煤柱有很好的承载能力。

4）顺槽、切眼在不同架棚棚距支护情况下围岩变形表现出不同的规律，支护越密及棚距越小，顺槽、切眼位移量越小，棚距为900 mm 时顺槽、切眼位移量较大，不利于安全支护；棚距为800 mm 和700 mm时顺槽、切眼位移量较小，且相差不多，相对于棚距为700 mm，棚距为800 mm 经济性更高，因此棚距为800 mm 更为合理。