深部煤层沿空掘巷围岩稳定性控制技术研究与应用

尹英文 王晓菡 马丽妲

（山东鼎安检测技术有限公司，山东 济南 250032）

随着开采地质条件越来越复杂，深部煤层开采巷道支护愈加困难。在深部应力环境下，巷道受掘进与回采过程两次动压影响，围岩结构破坏严重，甚至出现冒顶片帮的情况，严重影响矿井安全生产。通过留设小煤柱，巷道在受到侧向支撑压力影响的塑性煤体中掘进，需要对小煤柱宽度和支护技术进行研究。王楼煤矿对深部综采工作面留设小煤柱沿空掘巷进行研究，提出了合理的支护技术。

1 地质概况

王楼煤矿七采区3煤层的7306工作面，煤层厚度2.7～3.2m，平均3.0m，倾角3°～8°。直接顶为泥岩，平均厚度6m；基本顶为细、中砂岩，平均厚度40m；直接底泥岩为主，局部粉砂质，平均厚度4.3m；基本底为粉、细砂岩，平均厚度38m。埋深约1000～1200mm，工作面宽度为140m，推进长度约为1300m，走向长壁后退式采煤方法，综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。巷道沿煤层底板掘进，断面为梯形，宽4.9m，高3.7m。

2 深部综采工作面沿空掘巷围岩稳定性分析

根据关键层理论，顶板中坚硬的岩层能够在破断后形成梁结构，梁结构会影响采场的压力显现。梁结构破断位置沿实体煤深入煤体内部，下部煤体对梁结构进行支撑，此时，沿空巷道所受外力来源是工作面侧向回转下沉的梁结构岩体。

在力学分析模型中，沿空巷道基本顶看做关键层，破断后的弧形三角板结构层面沿破断线回转下沉；基本顶上的岩层自重力作为载荷，通过基本顶向下部传递，影响沿空巷道围岩及煤柱的稳定性。

根据薄板理论可知，比作薄板的悬露顶板随综采工作面推采不断增大，薄板弯矩也逐渐增大，在弯矩超过薄板极限强度后断裂。图1沿空巷道上覆岩层结构图，基本顶岩层在工作面侧向上的实体煤内部上方断裂，实体煤上部的A块段、弧形三角块B块段和采空区上部分C块段组成了梁结构。梁结构稳定时，顶板载荷可以将较大应力传递到实体煤侧；梁结构破坏后，上部岩层对下部巷道与煤柱组成的支撑体产生较大影响，巷道会出现顶板下沉、底鼓、两帮移近等情况，煤柱塑性破坏，因此，巷道与小煤柱的稳定性受B块段的巨大影响。

图1 沿空掘进巷道上覆岩层结构示意图

根据块段B对巷道和小煤柱的稳定性进行力学参数分析，参数主要有：推进方向长度L1，侧向破断跨度L2和岩体厚度h（基本顶最大厚度），计算模型见图1。

块段B的L1为工作面的周期来压步距，受到基本顶的各个参数影响，数据可以通过现场观测或者公式（1）计算。

式中：

h-基本顶厚度，取最大厚度58m；

R-基本顶岩层抗压强度，4.5MPa；

q-单位面积承受的上部荷载，25.5MN/m2。根据7306工作面数据计算得出L1=14.06m。

根据薄板屈服线分析法，块段B顶板破断后侧向跨度L2由公式（2）计算。

式中：

S-工作面长度，140m。

将L1和S的数据带入公式（2），计算得出L2=15.78m。

随着深部工作面开采，上覆岩层不断产生新的块段A，在长边的破断线与块段B连通后，受到块段A的m力矩和块段B的m1力矩影响，加上下部支撑煤体强度不够，在超前压力和重新分布的不平衡应力影响下，沿空掘进巷道变形较大，出现了顶板下沉、煤帮变形破坏，巷道应加强支护。

3 深部沿空掘巷小煤柱宽度计算

王楼煤矿七采区埋深超过1000m，由图2可以看出极限平衡区宽度随着采深呈现对数，极限平衡区宽度拟合公式为：

图2 极限平衡区宽度曲线图

根据王楼煤矿地质条件，小煤柱的宽度L根据公式（4）计算。

式中：

x1-巷道侧距离极限强度位置，m；

x2-采空区侧距离极限强度位置，m；

lm-最小锚固长度，m。

根据图2及公式（3）相结合的方式，确定x1=1.75m，x2=1.95m，再根据王楼煤矿资料，巷道最小锚固长度为lm=0.8m，则小煤柱宽度L=4.5m。

4 支护方案及应用效果

（1）支护方案

7306工作面沿空掘进巷道支护示意图，见图3。

图3 沿空掘进巷道支护布置图

顶板采用Ф20×2600mm高强预应力锚杆支护，间排距850mm×850mm，每排布置6根锚杆。同时采用Ф21.6×8000mm锚索进行辅助支护，间排距1700mm×1700mm，每排布置3根锚索。

煤帮采用Ф20×2400mm高强预应力锚杆支护，矮帮间排距900mm×850mm，高帮间排距1100mm×850mm，每排布置4根锚杆，其中顶部锚杆与水平方向呈30°向上倾斜，底板锚杆与水平方向呈15°向下倾斜。

顶板采用Ф6mm的钢筋焊接成的金属网， 网孔100mm×100mm；锚 杆 托盘150mm×150mm×10mm的托盘配合钢带护板，锚索采用300mm×300mm×16mm的托盘。

（2）支护效果分析

由图4（1）中围岩变形量情况可知，距离巷道掘进工作面25m范围内，巷道围岩变形量较大，实体煤帮移近量约为22mm，煤柱帮移近量约为55mm，顶板下沉量约为35mm。在距离掘进巷道工作面200m时，巷道围岩基本处于稳定状态，实体煤帮移近量最大约为50mm，煤柱帮移近量最大约为85mm，顶板下沉量最大约为70mm。

由图4（2）锚杆受力情况可知，巷道开挖的前5d，锚杆受力增加较快；5～20d范围，锚杆受力增加缓慢；20d以后锚杆受力基本上保持稳定，煤柱帮锚杆受力最大约为80kN，顶板锚杆受力最大约为90kN，实体煤帮锚杆受力最大约为135kN。

根据测点围岩变形量情况分析，巷道掘进200m后，围岩基本趋于稳定，两帮移近量最大约为120mm，顶板下沉最大值约为70mm，巷道围岩变形控制在合理范围内，支护效果良好。

图4 支护效果观测曲线图

根据测点锚杆受力情况，在巷道掘进前5d，由于破坏了原始平衡应力，应力重新分布的过程中锚杆受力增长较快；随着掘进距离的增加，应力分布区域趋于平衡，锚杆受力也随着基本稳定。锚杆受力最大约为135kN，没有超出极限应力范围，围岩松动变形区域得到有效控制，锚杆支护方案合适。

5 结论

根据深部煤层围岩变形的特点，王楼煤矿7306工作面在沿空掘巷过程中提出针对性的支护方案，通过对顶板下沉、两帮移近以及锚杆受力的观测，分析得出支护效果良好。

（1）通过分析上覆破断块段形成力学模型，运用薄板理论计算，得出7306工作面沿空掘巷留设小煤柱宽度为4.5m。

（2）根据围岩位移量的观测发现，巷道掘进200m后，围岩基本趋于稳定；根据锚杆受力状况发现，巷道掘进的前5d，应力增长较快。

（3）深部煤层开采实施沿空掘巷，通过合理的支护方案，有利于巷道围岩保持稳定性，同时留设小煤柱能够隔离采空区，防止漏风发火，还能减少煤炭资源的损失，有利于矿井的安全生产。