基于煤体极限强度理论的窄煤柱护巷技术及其支护优化研究

程相克 王宁博

（1.平顶山天安煤业股份有限公司十矿，河南 平顶山 467000；2.中国矿业大学（北京），北京 100083）

本文以潘一矿1561（1）上风巷为研究对象，对窄煤柱条件下巷道的矿压特征进行研究并得出基本矿压显现规律，推导出1561（1）上风巷窄煤柱的载荷强度计算公式，利用煤体极限强度理论合理确定了煤柱宽度，最后计算出巷道锚杆索的支护强度，对现有支护方案进行优化，取得了良好的支护效果[1-5]。

1 工程概况

1561（1）工作面位于东三采区下部六阶段，西邻东三下山采区系统巷道，东至东三边界回风下山，北方1551（1）工作面正在回采，南方为11-2煤层实体段及1561（1）下顺槽高抽巷，1561（1）工作面正上方为13 槽未采块段。工作面位置关系如图1。

图1 1561（1）工作面位置关系

1561（1）工作面开采的11-2 煤层赋存较稳定，煤层产状为168°～225°∠4°～9°，11-2 煤为黑色，粉末状为主，半亮型，煤厚0～2.6 m，平均厚度为1.72 m，煤层结构简单，1561（1）上风巷沿煤层顶板掘进，设计长度为1 650.5 m。煤层顶底板岩性及厚度见表1。

表1 11-2 煤层及顶底板基本特征表

2 窄煤柱煤体矿压分布特征

2.1 巷道开挖前煤体矿压分布特征

1561（1）工作面巷道开挖前，随巷道掘进，煤柱侧的应力分布规律主要为以下三个阶段，如图2。

（1）原岩应力影响阶段

在本阶段，1551（1）工作面下顺槽距离工作面较远，未受采动影响，因此，煤体只受原岩应力作用，在煤柱侧形成卸压区、应力集中区和稳压区三个区域。

图2 巷道开挖前煤体应力分布特征

（2）采动影响阶段

在本阶段，1551（1）工作面下顺槽在工作面前方部分受工作面采动影响，在回采引起的超前支承压力作用下，煤体应力集中明显升高，塑性区显著扩大，煤体内的破坏程度达到最大。

（3）采动影响稳定阶段

随工作面不断推进，在采空区处，回采引起的应力分布趋于稳定，煤体应力下降。此时，1551（1）工作面下顺槽也已经垮塌成为采空区的一部分，由于顶板冒落的矸石无法全部充填采空区，上覆岩层的载荷大部分将由煤柱体承载，因此，煤柱体内的应力分布仍将高于原岩应力影响阶段。

2.2 巷道开挖后煤体矿压分布特征

如图3 所示，巷道开挖前后煤柱体内应力特征基本相同。

图3 巷道开挖后煤体应力分布特征

在窄煤柱条件下，巷道开挖位置往往位于煤体残余支承压力的峰值之下。巷道开挖过程中，窄煤柱的整体性遭到破坏，发生卸压，引起煤体向1561（1）上风巷方向强烈运动。

在实体煤壁侧，原来的压力升高的弹性区逐渐衍变为破裂区、塑性区。随着支承压力在煤体内部的移动，煤体也开始向1561（1）上风巷方向发生显著位移。最终的应力分布如曲线2 所示。

窄煤柱巷道在掘进期间，巷道围岩的位移和变形都比较严重，巷道的压力主要来自于已经发生破坏的窄煤柱侧。处于破碎区的煤体难以对顶板形成有效支承，同时巷道的实际跨度和悬顶距变大。因此，确定合理有效的煤柱宽度，采用恰当的巷道支护方式对维护巷道的稳定具有重要意义。

3 煤柱宽度理论计算

3.1 窄煤柱煤体载荷强度计算

区段保护煤柱上的载荷主要来自区段煤柱上覆岩层的重量和煤柱一侧或两侧采空区悬露的岩层转移到煤柱上的重量。因此，选取1561（1）上风巷单位长度的区段煤柱进行受力分析如图4。

图4 1561（1）上风巷区段煤柱载荷示意图

可以得出区段煤柱上的载荷计算公式如下：

式中：σ 为煤柱承受的极限荷载，MPa；γ 为上覆岩层平均体积力，N/m3；δ 为采空区上覆岩层垮落角，（°）；B 为煤柱宽度，m；D 为采空区宽度，m。

3.2 煤体极限强度理论

煤体极限强度理论是指当煤柱所承受的载荷小于其承载能力时，煤体能够保持其稳定性，否则煤体将会发生失稳破坏。

煤柱强度和组成煤柱的煤体强度、煤柱高度、宽度以及煤柱内部的结构特征有关。前人总结得出的煤体强度经验公式有Obert-Dwvall/Wang（1967）和Bieniawski（1968）公式。

式中：R 为煤柱的极限强度，MPa；Rc为煤块的单轴抗压强度，MPa；B 为煤柱宽度，m；h 为煤柱高度，m。

要保证区段煤柱的稳定，必须保证煤柱的极限荷载σ 不超过其极限强度R。令式σ=R，可得如下式：

根据1561（1）工作面附近钻孔资料及相关力学实验参数，埋深H=575 m，采空区上覆岩层跨落角取δ=45°，采空区宽度D=190 m，煤柱高度h=1.72 m，煤体抗压强度RC=22 MPa，上覆岩层容重γ=24 kN/m3。

因此，根据上述公式确定煤柱的合理宽度为：B=20.24 m。

上述计算出的煤体宽度是包含了煤体破碎区、塑性区、弹性区的总宽度。

根据A•H•威尔逊煤柱两区约束理论，可以计算出煤体塑性区宽度，如式（4）所示。

式中：Y 为屈服区宽度，m；H 为采厚，m；M为采深，m。

因此可以得出1561（1）上风巷煤柱侧和采空区侧的塑性区宽度为：L1=L2=4.86 m。

煤柱两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在一定宽度的弹性核，弹性核的宽度应不小于煤柱高度的2 倍。故弹性区宽度L3=2h=3.44 m。

因此1561（1）上风巷煤体破碎区的宽度为：b=B-L1-L2-L3=7.1 m，故1561（1）上风巷在进行窄煤柱护巷时所留煤柱宽度应小于7.1 m。

4 支护方案优化设计

4.1 锚杆索支护理论分析

（1）锚杆支护理论

锚杆的作用实质是通过锚接进巷道围岩内部的杆体，改变巷道围岩的力学状态，促使围岩形成一个载荷体和承载体有机结合的整体，从而在巷道围岩中形成自稳体系。

（2）锚索支护理论

与锚杆相比，锚索具有锚固深度大、锚固力大、可施加较大的预紧力等诸多优点，是困难巷道工程支护加固不可缺少的重要手段。不同形式的锚索其支护加固机理也有所不同。当锚杆支护不能保证围岩稳定时可以通过锚索加强支护，保持巷道稳定。

4.2 支护方案优化设计

通过上述锚杆索支护理论的分析，对1561（1）工作面在窄煤柱条件下的巷道矿压显现规律及所受到的采动影响进行充分考虑之后，结合现场施工情况，对支护设计进行了优化，如图5。

（1）巷道支护形式：锚网索加钢梁联合支护。

（2）巷道顶板支护设计：间排距为900 mm×800 mm 的Φ20 mm×2000 mm 高强锚杆；锚索采用Φ22 mm×6200 mm，配用KM22-1 锁具，分别左右对称布置在靠近巷道中线和两帮位置，排距为800 mm，配合使用L=5000 mm 的14#槽钢；顶部铺设10#铁丝金属网，规格为5600 mm×1000 mm。

（3）煤柱帮支护：间排距为800 mm×800 mm 的Φ16 mm×60 mm×2800 mm 锚条，配合使用W5-178 钢带及斜木垫板；在靠近顶板500～1000 mm 处布置Φ22 mm×4800 mm 的锚索，排距为1600 mm，配合使用300 mm×300 mm×10 mm 大铁垫板、三角垫板；将上帮底脚锚杆滞后迎头30 m 施工以解决巷道上帮底板渗水造成的底脚锚杆施工困难问题，在底脚锚杆设计位置施工规格为Φ20 mm×2000 mm 的临时护帮锚杆，同时铺设10#铁丝金属网，规格为3200 mm×1000 mm。

（4）实体煤帮支护：间排距1000 mm×800 mm 的Φ16 mm×60 mm×2100 mm 锚条，配合使用W5-178 钢带及斜木垫板；铺设10#铁丝金属网，规格为2800 mm×1000 mm。

图5 1561（1）上风巷优化支护方案

4.3 工程应用效果

采用优化后的支护方案对1561（1）上风巷进行支护后，在巷道内设置测点对巷道围岩的变现量进行监测，以确定巷道支护的效果。观测结果表明，巷道顶底板及两帮的移进量明显小于原方案，达到了支护设计优化的要求，取得了良好的支护效果。

5 结论

（1）基于1561（1）上风巷的地质赋存条件，分析总结了窄煤柱条件下1156（1）上风巷开挖前后煤体内矿压的基本分布特征。

（2）通过理论推导得出了1561（1）上风巷煤柱极限载荷强度，并结合煤体极限强度理论计算得出了1561（1）巷合理的煤柱宽度为7.1 m。

（3）结合1561（1）上风巷的实际施工情况，通过对锚网索联合支护理论的分析，对巷道支护方案进行了优化，取得了良好的效果。