深部特厚煤层综放沿空掘巷煤柱优化及巷道支护

彭林军 吴家遥 何满潮 宫凯旋 陈东旭 徐顺钰

摘 要：为研究深部大采高综放工作面窄煤柱沿空掘巷巷道矿压控制问题，以国能宁煤集团枣泉煤矿2-2特厚煤层130203大采高综放工作面回风巷道为背景，基于实用矿山压力理论，建立了巷道围岩内、外应力场动态结构力学模型，运用理论计算和数值计算针对不同尺寸煤柱煤体应力对比分析，将原留设15 m护巷煤柱缩小至5 m进行了煤柱优化。结果表明：在稳定的内应力场掘巷有利于巷道的稳定性，避免了顶板事故及冲击地压相关灾害的发生，现场5 m小煤柱护巷工程应用中，130203回风巷道小煤柱侧变形量为1 050 mm，实体煤帮变形量为

400 mm，两帮呈现不对称性变形，底板局部底鼓量为1 400 mm；深部特厚煤层综放开采沿空掘巷采用5 m小煤柱护巷方案设计正确，极大改善了巷道围岩的应力环境，整体设计满足生产要求，现场应用良

好。130203工作面小煤柱沿空掘巷技术成功应用，为矿井开采提供了可靠的科学依据。

关键词：深部特厚煤层；大采高综放开采；沿空巷道；煤柱优化；巷道支护

中图分类号：TD 323

文献标志码：A

文章编号：1672-9315（2024）03-0563-11

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2024.0316开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

Optimization of coal pillar and tunnel support for fully mechanized

caving along gob in deep and extra thick coal seams

PENG Linjun1，3，WU jiayao1，HE Manchao2，GONG Kaixuan1，CHEN Dongxu1，XU Shunyu1

（1.School of Civil Engineering and Architecture，Dalian University，Dalian 116622，China；

2.State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering，

China University of Mining & Technology（Beijing），Beijing 100083，China；

3.Research Center for Geotechnical and Structural Engineering Technology

of Liaoning Province，Dalian University，Dalian 116622，China）

Abstract：In order to study the control of mining pressure in narrow coal pillars along goaf roadway in deep high mining and fully mechanized top coal caving face，the return air roadway of 130203 high mining and fully mechanized top coal caving face in the 2-2 thick coal seam of Zaoquan coal mine of Guoneng Ning Coal Group is taken as the engineering object.Based on the practical mining pressure theory，a dynamic structural mechanical model of the internal and external stress fields in the surrounding rock of the roadway was established.Theoretical and numerical calculations were carried out to compare and analyze the stress of coal pillars of different sizes.The original 15 m protective roadway coal pillar was reduced to 5 m for coal pillar optimization.The results indicate that excavating tunnels in a stable internal stress field is beneficial for the stability of the tunnels，which avoids the occurrence of roof control and rockburst related disasters and accidents.Through the application of a 5m small coal pillar protection tunnel project on site，the deformation on the side of the small coal pillar in the 130203 return air tunnel is 1 050 mm，and the deformation on the solid coal wall is 400 mm.The two sides show asymmetric deformation，and the local floor bulge on the bottom plate is 1 400 mm.The design scheme of using a 5 m small coal pillar to protect the roadway along the goaf in deep and thick coal seam fully mechanized top coal caving mining is reasonable，greatly improving the stress environment of the surrounding rock of the roadway.It has been well applied on site，and the overall design meets the production requirements.The successful application of small coal pillar tunneling technology along the goaf in the 130203 working face provides a reliable scientific basis for the mining of  mines.

Key words：deep thick coal seams；large mining height

and fully-mechanized mining；goaf roadway；coal pillar optimization；tunnel support

0 引 言

目前中国针对特厚煤层综放开采主要采用宽煤柱护巷和留小煤柱沿空掘巷。无论采用哪种方式，重点研究工作面回采过程中覆岩结构演化规律及采动应力影响效应，既保证护巷煤柱的稳定性，又避免宽煤柱造成的资源浪费。因此，特厚煤层综放开采条件下沿空掘巷合理煤柱宽度的确定，是亟待解决的重大工程问题。

国内外学者针对沿空动压巷道围岩控制问题进行了大量的研究。康红普等通过锚杆支护应力场测试及其分析，揭示了锚杆形成的支护应力相互叠加与影响的特点[1]；何满潮等将切顶卸压无煤柱自成巷开采与常规开采应力场分布特征对比分析，得出应力峰值位置与巷道距离大小关系[2]；高玉兵、王崎、王德超等对特厚煤层综放开采沿空巷道巷间煤柱合理尺寸研究，提出了邻空巷道进行定向张拉爆破切顶卸压巷道围岩控制[3-5]；彭林军等通过大采高综放动压巷道窄煤柱沿空掘巷围岩控制，确定了特厚煤层沿空掘巷煤柱的合理尺寸及围岩控制对策[6]；宋振骐等通过煤矿重大事故预测和控制的动力信息基础的研究，构建了采场动态结构力学模型及其相关参数[7]；华照来等对坚硬顶板回采巷道矿压显现规律及煤柱优化，探讨了不同煤柱宽度条件下围岩应力与塑性区的分布规律[8]；王泽阳、吴旋等对综采面区段煤柱宽度预测GRNN模型构建与应用[9-10]；孟祥军基于基本顶断裂位置的综放沿空掘巷煤帮支护技术，确定了沿空巷道帮锚索支护长度的方法[11]；张蓓对厚层放顶煤小煤柱沿空巷道采动影响段围岩变形机理与强化控制技术研究，提出了通过控制小煤柱和底板变形的围岩强化控制技术[12]；刘学生等研究深部沿空巷道巷旁支护失稳机制与降能控制方法，获得了支护体发生动力失稳的能量判据[13]；王书文等对采空区侧向支承压力演化及微震活动全过程实测研究，得出采空区侧向覆岩结构构成与前方活动性差异特征[14]；姚强岭等通过厚煤层沿空巷道主动式超前支护技术与实践，对围岩松动圈发育程度进行量化分析[15]；乔元栋等研究了二次采动影响下区段煤柱破坏机制及围岩控制技术，得出了差异化巷道围岩支护技术[16]；张官禹等通过软岩巷道底鼓成因分析及关键控制技术研究，提出了巷道底板采用锚梁+锚杆+网喷+浇筑混凝土联合支护技术[17]；何峰等对复采巷道过破碎顶板区钢梁支护研究，提出了复采矿井破碎顶板工字钢梯形棚支护方案[18]；徐晓鼎对曹家滩矿井特厚煤层沿空巷道强矿压显现机制及卸压控制研究，揭示了双关键层影响下的强矿压显现机制[19]；何富连等通过窄煤柱综放巷道钢梁桁架非对称支护机理应用技术研究，提出了非对称弯矩减小量分布特征，探讨其与非对称变形的一致性[20-21]；张东升等对综放沿空留巷围岩变形影响因素进行分析，得到了各因素对围岩最大应力的回归方程[22]；赵萌烨、周海丰等对大采高切顶留巷矿压显现规律进行了研究[23-24]；张杰等对浅埋煤层孤岛工作面区段煤柱宽度优化[25]；王东攀等对厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同围岩控制技术进行了研究[26]；秦永洋对深井沿空掘巷煤柱合理宽度及支护参数优化进行了研究，证明了合理煤柱宽度及支护设计，能保持煤柱及巷道围岩的稳定[27]；石崇等对动压巷道区段煤柱合理留设宽度研究，建立了中间主应力影响的三维离散元模型[28]；王刚等对煤岩体孔隙结构应力特征的数值模拟研究，得出球状孔隙结构在单轴压缩条件下，上下区域表现为拉应力集中，左右区域表现为压应力集中[29]。

以上研究丰富了动压巷道围岩控制理论，解决了大量的窄煤柱巷道围岩控制难题，但在深部大采高综放工作面区段煤柱尺寸对采动巷道的影响程度以及窄煤柱异形巷道产生非均匀大变形的力学本质仍需进一步研究。基于此，针对宁煤集团枣泉煤矿窄煤柱巷道非均匀大变形控制难题，研究区段窄煤柱（5 m）时巷道围岩塑性区分布形态及其应力分布规律，建立采场围岩结构力学模型，提出针对性控制对策并进行工程应用研究。

1 工程概况130203工作面埋深在540～830 m，2号煤层设计回采工艺为综采放顶煤，机采高度为3.6 ｍ，放煤高度约5 ｍ左右，工作面走向长度2 436.4 m，倾斜长度223 m，倾角11°～20°，煤厚8.2～8.7 m，平均煤厚8.5 m。煤层顶板为2号煤，直接顶板为炭质泥岩与泥岩互层，二煤直接底为粉砂岩，瓦斯类型为低瓦斯矿井。岩石物理力学参数见表1。130203工作面钻孔柱状图（补301）如图1所示。

130203工作面回风巷与130202工作面采空区原设计留设15 m煤柱进行沿空掘进，由于巷道布置在高应力区，施工了1 453 m巷道顶部累计断锚索1 100根，巷道断面由20 m2缩小至8 m2，顶底板变形严重无法满足生产要求逼迫停工。通过对130203工作面进行理论研究和数值分析，确定采用5 m小煤柱沿空掘巷技术方案。

2 沿空掘巷采动力学模型及支承压力分布规律

2.1 采场力学模型采场空间结构模型由应力场分布和结构发育组成，从工作面推进纵向方向形成“裂断拱”和“应力拱”，从横向方向上形成“内、外应力场”和传递岩梁。采场双拱力学模型如图2所示。

“裂断拱”内岩梁裂断运动步距，按照岩梁裂断的力学条件计算公式：基本顶岩梁第一次裂断步距C计算见式（1），基本顶岩梁周期裂断步距C0计算见式（2）。

C=

2m2n[σn]

（mn+mc）γ

（1）

C0=-12C2i-1

+

12

C2i-1

4m2n[σn]

3γ（mn+mc）

（2）

式中 mn为传递岩梁（板）支托层厚度，取11.45 m；mc为随动

层厚度，取9.2 m；σn为基本顶岩梁的

抗拉强度，取5.5 MPa；γ为岩层的容重，取2.5 t/m3。

将图1和表1数据代入式（1）可知，基本顶初次来压步距为92 m，周期来压步距为23 m。

回采过程中基本顶形成铰接结构，以载荷的形式作用于基本顶上，关键块B断裂位置深入煤壁与关键块C咬合保持传递力联系，岩块D触矸。130203沿空巷道力学模型如图3所示。

2.2 沿空掘巷支承压力分布规律相邻工作面130202采完之后，130203风巷仍然处于130202工作面侧向支承压力影响范围内，并且会受到130203工作面的超前支承压力的叠加影响。因此，掘巷位置选择及区段煤柱合理尺寸将对围岩稳定起关键性作用。

图2中S0为支承压力内应力场范围，Sp为支承压力峰值范围，Sx为支承压力影响范围。沿空掘巷侧向支承压力分布，如图4所示。

2.2.1 支承压力内应力场范围130203工作面沿空侧向基本顶断裂位置距130202采空侧煤壁距离，即内应力场范围S0计算式为

S0=

λm2tanφ0

ln

kγH+

c0tanφ0

c0tanφ0

+

P0λ

（3）

式中 H为巷道埋深540～830 m，取平均埋深685 m；m为工作面采高，取8.5 m；γ为上覆岩层平均体积力，取25 kN/m3；k为应力集中系数，取2.8；λ为侧压数，取1.8；c0为煤层黏聚力，取5 MPa；φ0为煤层内摩擦角，取30°；P0为巷帮支护阻力，锚杆支护取0.22 MPa。

根据式（3）得出内应力场S0为10.3 m。

2.2.2 支承压力影响范围

支承压力影响范围Sx计算见式（4）。

Sx=2L0+2Hcotθ3.8

-

L0（L0-2C0）

3.8H

（4）

式中 Ｈ为采深，540～830 m，取平均埋深685 ｍ；

Ｌ0为工作面长度，220 ｍ；θ为径向方位夹角，76°；

C0为基本顶周期来压步距，23 ｍ。

通过式（4）得出支承压力影响范围Sx为191 m。

2.2.3 支承压力外应力场范围

支承压力外应力场范围见式（5）。

Sp=0.25Sx

（5）

通过式（5）得出支承压力外应力场范围Sp范围在47.8 m。

综上，内应力场范围在10.3 ｍ，支承压力外应力场范围Sp在47.8 ｍ，支承压力影响范围在191 m。研究确定在稳定的内应场掘巷保证沿空巷道小煤柱的稳定性。

2.3 沿空掘巷小煤柱合理宽度确定区段小煤柱的宽度尺寸是根据煤柱受上区段工作面回采影响时小煤柱的应力、位移及小煤柱宽度对巷道变形影响综合分析。小煤柱模型如图5所示。

根据补301钻孔柱状岩石力学参数，沿空掘巷区段小煤柱合理的最小宽度B计算公式为[7]

B=S1+S2+S3

=4.991 m

（6）

式中 S1为在本区段沿空掘巷小煤柱中产生的破碎区宽度，m。

S1=mA2tgφ0

ln

kγH+c0/tanφ0

c0/tanφ0+Px/A

（7）

式中 m为上区段平巷高度，取3.5 m；A为侧压系数，A=μ（1-μ），μ为泊松比，取0.4；k为应力集中系数，取2.8；γ为岩层平均体积力，取25 kN/m3；H为埋深，取685 m；φ0为煤体内摩擦角，取30°；α为煤层倾角，取16°；c0为煤体黏聚力，取5 MPa；Px为上区段平巷支护结构对下帮的支护阻力，取0.22 MPa。

通过式（7）计算得到，S1=2.14 m。S2为帮锚杆的有效长度，取2.2 m；S3为增加的煤柱稳定性系数，按（S1+S2）×15%的值计算，取0.651 m。

根据130203工作面内应力场范围及小煤柱合理宽度计算，确定130203风巷沿空掘巷小煤柱的合理宽度为5 m左右。

2.4 沿空掘巷煤柱宽度应力分布数值模拟

采场数值模拟模型，如图６所示；回采期间工作面超前支承压力及塑性区分布，如图７所示；不同宽度煤柱应力计算参数，见表２。

从表2可以看出，煤柱留设15 m时应力达到65.25 MPa，煤柱留设5 m时应力为7.01 MPa；沿空掘巷预留不同宽度尺寸的煤柱，应力随煤柱宽度增加而增大，留设15 m煤柱正好处于支承压力高峰区域。根据大采高综放工作面现场情况，在内应力场10.3 m范围，结合沿空掘进巷道断面尺

寸5 m，小煤柱沿空掘巷应布置在稳定的内应力场范围内（10.3 m以内），煤柱留设宽度在5 m基本合理。

130203工作面风巷5 m小煤柱护巷回采期间围岩应力峰值变形如图8所示。数值计算结果得出，5 m小煤柱中心处最大应力值达13.54 MPa；岩体应力峰值为25.65 MPa主要集中在5 m小煤柱上部靠近130203煤柱侧上部。回采期间工作面围岩应力分布如图9所示。回采期间工作面处岩体塑性区分布如图10所示。

从图10可以看出，5 m小煤柱中心处约有2.4 m稳定区，能够保持小煤柱整体稳定。Ⅰ区煤壁深度0～1.4 m为拉伸和剪切塑性区；Ⅱ区采空区侧，深度0～1.2 m为拉伸和剪切塑性区；Ⅲ区深度0～2.2 m和顶部深度范围内岩体破碎较严重。通过以上研究，确定在130203工作面回风巷自1 453 m处巷道调整为留设5 m小煤柱沿空掘巷进行施工，工作面布置如图11所示。

3 沿空巷道控制对策及巷道优化设计

3.1 沿空巷道优化支护设计130203工作面风巷巷道掘宽5 000 mm，掘高3 950 mm，采用锚网索喷联合支护。支护设计如图12所示。

1）回风巷道顶部采用4根ψ21.98 mm×10 300 mm（1×19 股）的预应力钢绞线长锚索，配合200 mm×60 mm×20 mm的锚索垫板 ，预紧力达到300 kN，间排距为1 000 mm×900 mm；同时采用4根ψ21.98 mm×4 300 mm（1×19股）的预应力钢绞线短锚索，配套使用300 mm×300 mm×16 mm的锰钢穹形托盘支护，锚索预紧力达到300 kN，间排距780 mm×900 mm。顶角锚索与垂直方向呈25°施工，采用ψ21.98 mm×7 000 mm的预应力钢绞线锚索。肩窝补强采用

ψ21.98 mm×7 000 mm 的预应力钢绞线锚索布置，肩窝锚索与水平方向呈25°施工。底角补强采用ψ21.98 mm×7 000 mm 的预应力钢绞线锚索布置，底角锚索与水平方向呈25°～45°施工。

2）回风巷道两帮采用ψ21.98 mm×3 500 mm（1×19股）的预应力钢绞线锚索，配合W280×5×450的W钢带（每帮2条），配套使用300 mm×

300 mm×16 mm 的锰钢穹形托盘，预紧力达到300 kN，间排距为900 mm×900 mm。两帮锚杆采用ψ20 mm×2 000 mm 的螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×900 mm。

3）回风巷道顶部挂ψ6.5 mm圆钢焊接的钢筋网，网孔尺寸为100 mm×100 mm，帮部挂8#铅丝编制的菱形金属网。

4）回风巷道铺底混凝土厚300 mm，强度为C25。水沟尺寸为200 mm×200 mm，浇注100 mm混凝土。

3.2 现场矿压观测分析

3.2.1 巷道断面收敛变形观测

130203风巷按照设计规定的观测密度和要求，对距离巷口750，800，850和880 m进行了连续观测，回风巷道围岩变化曲线如图13所示。

从图13可以看出，工作面进入小煤柱阶段顶底板的变形量大于两帮移近量，顶板下沉量最大为1 000 mm，底板局部底鼓量最大值为1 400 mm，而上帮帮鼓最大值为1 050 mm，下帮帮鼓最大值为400 mm。距工作面100 m以内变形速度明显加快，巷道顶板变形的稳定时间要早

于底板的稳定时间。

巷道围岩由于受到130202采空区侧向支承压力的影响，煤体破碎煤体力学性能严重下降，导致了围岩大变形的出现；但也因此使得应力峰值向煤体内部转移，降低了冲击地压等动力灾害发生的可能性。工程现场回风巷道煤体未发生较大的冲击弹射，符合研究推断结果。

3.2.2 锚杆（索）轴力变化监测130203风巷按照设计规定对巷道锚杆（索）轴力观测密度和要求，进行了连续系统的观测，工作面推进到小煤柱阶段后，对距离巷口850 m和800 m观测断面锚杆（索）轴力变化与工作面推进距离进行监测，如图14所示。

1）小煤柱回采期间，工作面超前80 m左右时，锚杆（索）应力开始增大，随工作面推进锚杆受力明显增大。超前巷道顶、底板移近，两帮拥移促使锚杆（索）应力增大而阻止煤岩体表面的变形。

2）部分锚杆（索）应力在最后0～15 m出现小幅减小趋势，此范围煤岩体在强烈的支承压力作用下压缩破坏，内部裂隙发育增大，锚杆的锚固力略有减小。

3）两帮缓慢移近，在可控范围内，没有出现帮部煤体大面积脱落、喷射现象。锚杆基本没有拉断和拔出失效现象，始终保持有效工作状况。通过矿压显现特征的分析，证明巷道顶底板移近和两帮收缩变形量的影响主要来自煤柱侧顶帮肩角区域和煤柱侧区域。因此，针对沿空小煤柱巷道非对称变形，对工作面超前0～30 m靠煤柱侧采用瑞米泵送支柱加强支护，工作面超前30～80 m采用单元支架支护，在现场得到很好应用，整体设计满足生产要求，如图15所示。

瑞米泵送支柱支护强度20 MPa，让压变形能力2%，沿工作面走向单排布置，间距5 m共布置5个监测点，泵送支柱间隔选取一个周期来压步距25 m范围，数据每3天采集一次。巷道监测曲线如图16所示。

从图16可以看出，两帮移近量在330 mm以内，顶底板移近量在400 mm以内，有效控制了风巷变形，满足生产要求。

3.3 回风巷道煤体注浆方案及钻孔窥视效果

在超前工作面30 m范围对回风巷上帮打眼注浆，具体方案：①掘巷过程中对130203风巷顶帮进行喷浆，回采前对风巷原喷浆区域有浆皮裂缝或掉落较多的进行补喷；②在风巷上帮施工两排注浆孔，上排孔距顶板肩窝约700 mm，下排孔距离上排孔1 500 mm，注浆孔直径20～30 mm，深度2 600～3 000 mm，注浆孔间排距1 500 mm×2 000 mm，与掘进是注浆区域岔开；③注浆材料选用水泥与水玻璃以1∶0.4体积比进行单液注浆。初凝时间1～2 h，封孔采用面纱或布袋封孔；④注浆压力为1～1.5 MPa，注浆量以孔口溢出或者从孔口上部流出即可，注浆水灰比以0.7

∶1为宜，注浆量以孔口溢出或压力值维持在1 MPa左右5 min，若注浆过程中出现严重跑浆应立即停止注浆。小煤柱帮注浆内部结构钻孔窥视效果如图17所示，实体煤注浆内部结构钻孔窥视效果如图18所示。

1）煤柱和实体煤测得钻孔内裂隙发育，尤其是孔的两端头，煤体破碎程度较高。观测孔变形严重，实体煤侧的钻孔末端已被破碎煤体封堵。

2）而注浆煤柱内裂隙发育较弱，部分闭合。比较注浆的实体煤侧钻孔，孔的中部区域注浆效果明显，孔壁较光滑破碎程度低。但是，孔的两端裂隙仍部分发育煤体部分破碎。为增强注浆效果，进行间隔反复注浆，尤其是边缘位置。

4 结 论

1） 根据矿山压力与岩层控制理论得出，内应力场范围为10.3 m，小煤柱宽度为4.991 m，研究确定区段煤柱合理尺寸为5 m。

2）FLAC3D数值模拟得出，留5 m煤柱时应力为7.01 MPa，留15 m时煤体应力

65.25 MPa。5 m小煤柱中心处约有2.4 m是稳定区，采空区侧有1.2 m塑性区，巷道侧有1.4 m塑性区，煤柱能够保持稳定。

3）现场矿压实测工作面进入小煤柱阶段顶板下沉量最大为1 000 mm，底板局部底鼓量最大值为１ ４００ ｍｍ，而上帮帮鼓最大值为１ ０５０ ｍｍ，下帮帮鼓最大值为400 mm。据此，在超前工作面３０ ｍ范围对回风巷道上帮进行注浆，注浆效果明显，围岩变形量减小。现场监测锚杆（索）基本没有拉断和拔出失效现象，始终保持有效工作状况。

4）在小煤柱沿空巷道在原巷道支护设计基础上对超前工作面0～80 m靠煤柱侧采用瑞米泵送支柱+单元支架加强支护，风巷顶底板移近量控制在500 mm以内，两帮移近量控制在330 mm以内，有效控制了风巷变形，煤柱尺寸和巷道支护设计合理，满足大采高综放工作面小煤柱沿空掘巷要求，具有很高的推广应用价值。

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（责任编辑：刘洁）