综放沿空巷道窄煤柱稳定性分析及围岩控制技术研究

于嘉琦

（霍州煤电集团有限责任公司辛置煤矿矿井生产技术科，山西 霍州 031400）

1 工程概况

西曲矿18501工作面位于位于南五盘区南部，工作面走向长度1580m，倾斜长度145m。北邻已回采完的18502工作面，西邻南983运输大巷，东邻西983运输大巷。工作面主采8#煤，8#煤厚3.80～4.40m，平均4.20m，煤层整体倾向西南，倾角1°～9°，为近水平煤层。8#煤层结构简单，局部顶板为0.23m的炭质泥岩伪顶，直接顶为2.40m的石灰岩，直接底板为1.54m的细砂岩，老底为3.13m的粉砂岩。18501工作面采用一次采全高开采，设计采高4.2m，工作面切眼的总长度145m。18501工作面回风顺槽设计为矩形断面，宽度4.5 m、高度3.5 m。为了减少区段煤柱损失，18501工作面回风顺槽采用沿空掘巷的方法进行掘进，采用锚、网、索联合支护的基础支护方案，如图1所示。具体18501工作面位置示意图如图2所示。

图1 回风顺槽基础支护方案

图2 18501工作面位置示意图

2 窄煤柱宽度确定及稳定性分析

2.1 数值模型的建立

根据西曲矿18501孤岛工作面上覆岩层的物理力学参数，同时借鉴类似矿井经验[1]，通过Flac3D软件建立18501综采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱内应力特征及位移分布规律。在数值模拟的过程中，首先开采18502工作面，然后留设窄煤柱后开挖18501工作面回风顺槽，煤柱尺寸从3m增加至12m，每个方案增加lm，最后对18501工作面进行开采。模拟顺槽内采用基础支护方案进行支护。将上覆岩层中的坚硬承载层作为均布载荷施加在模型边界会产生一定的误差，为了消除这些误差，可将覆岩中关键层的重力简化为5MPa均布载荷施加在模型上边界，四周及底部边界施加位移约束边界条件，所建模型长×宽×高=326m×300m×100m。

2.2 数值模拟分析

图3 不同宽度煤柱内垂直应力分布规律

如图3为不同宽度煤柱内垂直应力的分布规律。观察图3可发现，煤柱内的垂直应力从巷道一侧到采空区一侧先增大后减小，应力峰值在煤柱中心偏向巷道一侧。随着煤柱尺寸的不断增加，煤柱内垂直应力峰值也不断增加。3m和4m煤柱内的垂直应力峰值均小于原岩应力，这是由于煤柱过窄，不具备承载覆岩载荷的能力所致；当煤柱宽度从5m增加至9m时，煤柱内的垂直应力峰值也不断增加，且增幅明显，这说明煤柱宽度的增加提高了煤柱的承载能力；当煤柱宽度从9m增加至12m时，煤柱内垂直应力峰值增幅很小，从经济角度考虑，9m宽的煤柱能够满足承载覆岩载荷的需求。

图4 不同宽度煤柱沿空巷道围岩变形情况

当煤柱宽度从3m增加至12m时，平均巷道顶板下沉量约为380mm，沿空巷道底鼓量波动很小，对巷道整体变形影响较小。随着煤柱宽度从3m增加至8m，沿空巷道两帮移近量逐渐减小，这是由于煤柱宽度在3～8m时，沿空巷道位于低应力区，但是由于保护煤柱中存在破碎区及塑性区致使煤柱的承载能力降低，煤柱变形量较大，但随着保护煤柱宽度的增加，煤柱的承载能力不断上升，所以煤柱的变形量逐渐减小；随着煤柱宽度从9m增加至12m，沿空巷道两帮移近量逐渐增加。这是由于煤柱宽度为9～12m时，煤柱的承载能力增高，煤柱内部的破碎区及塑性区对煤柱的变形影响减小，随应力升高煤柱侧巷帮向巷道内移近量变大。由于煤柱内破碎区及塑性区的影响，煤柱侧巷帮移近量变化较为明显，变形量约为300mm～500mm，所以沿空巷道支护的重点在于控制沿空巷道两帮的变形。从沿空巷道围岩变形量的角度考虑，该工作面煤柱的留设宽度为8～10m。

窄煤柱中性面的宽度表征了煤柱内小位移区域的宽度和煤柱承载特性，如图5所示为不同宽度煤柱内中性面宽度占比图。

图5 不同宽度煤柱内中性面宽度占比

观察图5发现，随着煤柱宽度的不断增加，中性面宽度所占比例也不断增加，表明煤柱的承载能力不断升高。煤柱宽度为3～7m时，煤柱内中性面宽度占比基本不变，这是由于煤柱完全破碎，丧失承载能力，致使窄煤柱塑性变形严重；煤柱宽度为8～11m时，煤柱内中性面宽度占比显著增大，煤柱内出现稳定的塑性极限承载区域，且中性面宽度受煤柱宽度影响大，在该范围内煤柱宽度的增加可以明显提高中性面的宽度，改善煤柱的变形情况和应力集中状态。煤柱宽度从12m继续增加，煤柱内中性面宽度占比有一定程度的增加，但趋增速快缓且趋于稳定，即煤柱宽度的增加不会对中性面宽度的占比产生大的影响。从中性面宽度占比角度出发，该工作面留设10m煤柱为最佳。

综上所述西曲矿18501工作面沿空掘巷窄煤柱留设10m为最佳，回风顺槽实体煤侧巷帮移近量约180mm，煤柱侧巷帮移近量约350mm，顶板下沉量约230mm，底板鼓起量约190mm，回风顺槽表面位移量较大，两帮移近量较大，对回采工作面的通风和安全生产带来一定困难，所以需要对回风顺槽进行补强支护。

3 围岩控制技术

3.1 原基础支护存在的问题

顺槽基础支护中锚杆的长度和强度不够，难以形成整体的支护系统；施工过程中存在支护滞后及锚杆锚索的预应力施加不达标的现象发生，不能形成有效的主动支护，会导致巷道断面失稳；巷道底板及底角未采取有效的控制措施，致使巷道两帮变形严重及底鼓现象的发生。

3.2 支护优化设计[2-3]

根据18501工作面的具体地质情况，为保证工作面回采期间巷道正常安全的使用，可采取下列加强支护的措施：

1）施加足够的预紧力。在沿空巷道掘进后及时进行支护，并且确保顶板及两帮锚杆预紧力不低于为80kN、60kN，锚索预紧力为130 kN。

2）加打巷帮底角锚杆。由于18501工作面回风顺槽及护巷煤柱受工作面回采扰动较大，巷道两帮发生严重变形，且底鼓现象严重，需要将帮部锚杆由原本的 Ф18×1800mm的圆钢锚杆调整为 Ф22×2200mm的螺纹钢锚杆，同时需要加打同规格底角锚杆，以防止巷帮变形严重及底鼓严重影响正常生产。

3）加打顶板锚索并添加树脂锚固剂[4]。在巷道顶板每1.8m处增加一排Ф17.8×8000mm，预紧力100～150kN的锚索。使巷道顶板的锚索布置形式为排拒0.9m，每排2跟。顶板锚杆采用每孔ck23/36、k23/60两卷树脂锚固剂，两帮锚杆每孔一卷k23/60树脂锚固剂；顶板锚索采用每孔ck23/36、k23/60、k23/60三卷树脂锚固剂。补强支护如图6所示。

图6 回风顺槽补强方案图

4）巷帮扩刷。实体煤帮扩刷技术是刷去边缘破裂呈塑性状态的煤体，这一部分煤体的持续变形量大，承载力低，然后对力学性能较好的煤体进行支护，使实体煤帮的变形得到控制，从而维护巷道围岩稳定性。具体实施方案：拆除实体煤侧巷道原有支护，然后向实体煤侧扩刷1m的宽度，在新的巷帮上用锚杆钻机进行顶底角及帮部的锚索布设。新悬露的顶板距帮400mm处向顶带30°角度施工一根限位锚索，锚索规格为Ф17.8×8000mm，预紧力100～150KN，采用每孔ck23/36、k23/60、k23/60三卷树脂锚固剂进行锚固。巷帮扩刷支护示意图如图7所示。

图7 实体煤帮扩刷支护示意图

3.3 回风顺槽围岩控制效果

在工作面回采期间，通过在巷道里布置的测站内使用“十字测量法”测量补强支护后的巷道表面位移量，所得数据如图8所示。

图8 巷道表面位移

由图5可知，工作面从距测站100m处推进至距测站80m处时，巷道表面并没有发生位移变化；当工作面从距测站80m处开始推进时，对巷道表面位移产生较小影响，直至推进至距测站60m时巷道表面位移量随着工作面的推进不断增加，但仍未发生较大改变；当工作面从距测站40m推进至距测站10m的过程中，巷道表面位移量突然增大，顶底板移近量增加至320mm，两帮移近量增加至210mm。相比于未补强支护前的巷道表面移近量分别减少了约24%和61%。工作面回采过程中巷道表面位移量均在允许范围内，巷道支护情况良好，能够保证回采期间巷道正常安全的使用，所以该巷道的支护优化措施设计合理。

4 结 论

1）通过Flac3D软件建立18501综采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱内应力特征及位移分布规律，发现西曲矿18501工作面回风顺槽沿空掘巷10m窄煤柱留设合理，但回风顺槽围岩表面位移量较大，两帮移近量较大，对回采工作面的通风和安全生产带来一定困难，所以需要对回风顺槽进行补强支护。

2）通过现场实测发现在采取加打顶板锚索、巷帮锚杆并添加树脂锚固剂的巷道补强支护措施及实体煤侧巷帮扩刷等围岩控制措施后，沿空巷道两帮及顶板的变形量较之前分别减少了24%和61%，巷道表面位移量控制在允许范围内，因此18501工作面的回采巷道支护优化措施合理，能够保证10m窄煤柱护巷条件下巷道在回采期间正常安全的使用。