特厚煤层综放沿空巷道煤柱合理宽度与巷道支护研究

何富连，卢 恒，秦宾宾，宋佳宇，王保强

(1.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院，北京 100083；2.中国矿业大学(北京) 共伴生能源精准开采北京市重点实验室，北京 100083)

我国10～20m及以上的特厚煤层储量丰富，其分布遍布神东、新疆、陕北、山西等各大煤炭基地[1，2]。综合机械化放顶煤开采以高产、高效、安全性好等优点在厚及特厚煤层开采中得到广泛应用并发挥出巨大作用，促进了我国煤炭行业的发展[3-7]。综放开采时，为了保证下区段回采巷道的稳定常常采用留设20～40m宽的护巷煤柱，然而由于宽煤柱的存在常常使巷道处于高支撑压力区，导致巷道变形破坏严重，增加了巷道维护难度[8，9]。在特厚煤层条件下，留设宽煤柱也使得大量煤炭资源无法回收造成巨大的资源浪费。因此，确定特厚煤层综放开采区段煤柱合理宽度及合理支护手段对于综放沿空巷道的稳定及煤炭资源的节约具有重要意义。

大量学者对综放沿空巷道煤柱合理宽度及巷道控制方面进行了研究[10-14]，取得了较为丰富的成果。但由于我国煤矿众多，各矿地质生产条件不尽相同，在生产实践中需根据实际情况进行分析。以马道头煤矿8201特厚煤层工作面为研究对象，采用理论计算、数值模拟和现场实测等方法确定区段煤柱合理宽度并提出采用“不对称锚索桁架+煤柱帮锚杆索支护+煤柱帮注浆”的联合控制技术，在现场试验中控制效果较好，为类似矿井提供参考。

1 工程概况

大同矿区马道头煤矿8201工作面东部为已回采的8202工作面，西部为8203工作面，北部为盘区回风大巷、运输大巷和辅运大巷，工作面相对位置如图1所示。该工作面主采煤层为3#—5#煤层，煤层平均平均埋深400m，厚度约为14m，煤层平均倾角3°。根据煤层综合柱状图得知：基本顶为20m厚的中粗砂岩，直接顶由平均厚度5.2m的粉砂岩及炭质泥岩组成，直接底为5.5m厚的泥岩，基本底为14m的粗砂岩。

图1 工作面相对位置

8201工作面处于回采阶段，其中的8201回风巷留设30m的护巷煤柱，8201工作面回采期间，8201回风巷呈现剧烈矿压显现：①顶板煤体异常破碎，网兜现象显著，W钢带弯曲撕裂现象较多，顶板最大下沉量近500mm，顶板整体凹凸不平；②两帮向外发生挤出变形，煤柱帮变形量约550mm，实体煤侧约400mm，两帮网兜现象明显。综上所述，该矿煤柱留设宽度和支护技术，在浪费大量煤炭资源的同时，还导致回采巷道处于高支承压力区，使得巷道变形破坏严重，对煤炭资源安全开采带来威胁。为解决上述难题，拟在下工作面8203回风巷进行沿空掘巷试验，确定合理的煤柱宽度并提出能够确保综放沿空巷道围岩稳定的支护技术。

2 综放工作面侧向顶板破断位置计算

随着工作面向前推进，工作面端头与下工作面连接处基本顶发生破断形成关键块B，破断位置大致位于煤体内弹塑性交界处。关键块B一端回转下沉受到采空区矸石支撑，另一端在煤壁断裂，并与相邻岩块相互咬合形成铰接结构[15]。由“内外应力场”理论[16]可知，以关键块B在煤体上的断裂线为界，根据支承压力的大小将煤体上的支承压力分为“内应力场”和“外应力场”。其中，断裂线到煤壁间煤体由于承受断裂拱内岩层自重而处于低应力状态为“内应力场”；断裂线到煤体内部煤体承受采动引起的集中应力而处于高应力状态为“外应力场”，如图2所示。

图2 采空区侧向基本顶破断结构

根据材料力学相关理论，煤体内的垂直应力可表示为：

σy=Gxyx

(1)

式中，σy为煤体内x处垂直应力，Pa；Gx为煤体内x处煤的刚度，Pa；yx为煤体内x处煤体压缩量，m。

在内应力场范围内，煤壁边缘煤体压缩量达到最大值，设最大压缩量为y0，而在断裂线处煤体压缩量约为0；在煤壁深处，由于构造应力的存在而构造应力以水平压应力为主，使得煤体处于三向受力状态抑制煤体竖向压缩，导致煤体刚度较大，设断裂线处煤体刚度为G0，煤壁边缘煤体破坏严重刚度约为0。

为简化计算，将内应力场范围内煤体刚度和煤体压缩量看成线性变化得：

式中，x0为内应力场宽度，m。

联立式(1)、式(2)得内应力场内支承压力F为：

根据“内外应力场理论”[17]，采空区周围煤体内应力场范围的垂直支承压力约等于工作面初次来压前基本顶自重，因此可得：

F=ShC0·γ

(4)

式中，S为工作面倾斜长度，m；h为基本顶厚度，m；γ为基本顶容重，kN/m3；C0为工作面初次来压步距，m。

由图2可知：

式中，L为关键块B侧向断裂长度，m；Δh为基本顶下沉量，m。

基本顶下沉量为：

Δh=M-m(Kp-1)

(6)

式中，m为直接顶厚度，m；M为煤层厚度，m；Kp为直接顶碎涨系数。

关键块B的侧向长度长度可由下式计算[18]：

式中，L0为工作面周期来压步距，m。

内应力场内煤体处于塑性状态，其刚度为：

式中，E为煤的杨氏模量，Pa；μ为煤的泊松比；ξ为煤壁完整性系数。

由式(3)、式(4)得：

由式(5)、式(6)、式(7)得：

将式(8)、(10)带入式(9)解得内应力场x0的范围为：

根据8201工作面的生产地质条件和实验室分析进行代入求解：煤体泊松比μ为0.35，弹性模量E为3.83GPa；煤体完整性系数ξ为0.75；覆岩平均容重γ取25kN/m3；基本顶厚度h为17m；工作面长度S为240m；基本顶初次来压步距C0为50m；周期来压步距L0约为27m；煤层平均厚度M为14m；直接顶厚度m为5.4m；直接顶碎涨系数Kp取1.3。计算得出x0为6.42m，即基本顶侧向断裂线距离采空侧煤壁为6.42m。

3 数值模拟分析

3.1 模型建立

以8201工作面实际地质条件为基础，建立尺寸为400m×250m×81m(x，y，z)的数值模拟模型，围岩本构关系采用摩尔-库仑模型，模型边界条件设置为底面及侧面边界固定，采空区采用双屈服模型模拟冒落矸石对顶板的支撑。模型上覆岩层厚度H约为350m，工作面上覆岩层平均密度ρ取2500kg/m3，重力加速度g为9.8m/s2，模型上覆岩层载荷q=ρgH=2500×9.8×350=8.75MPa。根据物理力学实验和该矿现场资料确定煤岩参数见表1。

表1 煤岩物理力学参数

3.2 采空区侧向支承压力分布

为了分析工作面开采引起的侧向支承压力分布，并进一步确定侧向煤体的“内、外应力场”范围，模拟了8201工作面推进160m时采空区侧向垂直应力分布。通过Tecplot软件提取的采空区侧煤壁到实体煤内部100m范围的垂直应力如图3所示。

图3 采空区侧向支承压力分布曲线

由图3可知：①工作面采空后侧向支承压力影响范围约为90m，其中应力峰值距离采空区约18m，峰值大小为33.7MPa，最大应力集中系数为3.5，表明特厚煤层工作面的支承压力影响范围、应力峰值大小与范围和应力集中系数都大于常规工作面；②煤壁边缘支承应力最小且低于原岩应力，应力值最小为4.5MPa，表明煤壁受工作面采动影响破坏严重，支承能力大大减弱，导致应力向煤壁深处转移；③采空区侧向距离煤壁约0～6m范围煤体支承应力低于原岩应力处于低应力状态，说明内应力场范围为6m，与理论计算相差不大；0～6m范围煤体支承应力不断增加，表明随着距煤壁距离增加，煤体破坏程度减小支承能力逐渐增大，处于塑性状态的煤体保留一定的承载能力。

3.3 煤柱尺寸确定

由上述理论计算及数值模拟结果可知，采空区基本顶破段位置约位于煤壁内6m处。沿空巷道宽度为5m，由图3可知：若煤柱宽度小于6m，则巷道处于较低应力环境，但此时基本顶于巷道顶板断裂对巷道稳定影响大，不利于巷道维护，且断裂线到煤壁间煤体处于塑性状态锚杆不能锚固在弹性区；若煤柱宽度大于30m使巷道位置接近原岩应力区，巷道稳定性良好但煤炭资源损失严重；若煤柱宽度为10～30m，巷道处于支承压力剧烈影响区巷道变形破坏难以控制。综上所述，选择采用8m宽的护巷煤柱进行沿空掘巷，既保证巷道处于较低应力环境又极大限度的降低了煤炭损失。

3.4 沿空巷道变形特征

在8m宽窄煤柱条件下沿空巷道掘进后巷道顶板及两帮位移分布曲线如图4所示。由图4可知：在窄煤柱条件下巷道顶板下沉量表现为非对称分布，其中实体煤侧顶板下沉量明显大于煤柱侧，巷道中部顶板下沉量最大达到437.7mm。巷道两帮鼓出量同样表现为非对称分布，煤柱帮最大鼓出量为543.5mm，而实体煤帮最大为297.2mm，煤柱帮远大于实体煤帮鼓出量，鼓出量较大部位均集中在两帮中部。

图4 巷道围岩位移量分布曲线

4 沿空巷道围岩控制

4.1 特厚煤层综放窄煤柱沿空巷道维护难点

结合8201工作面生产地质条件可知，在8m宽窄煤柱条件下8203回风巷围岩控制难点：①特厚煤层工作面开采高度大导致工作面上覆岩层活动剧烈，活动时间长，从而对四围煤岩体应力环境产生巨大影响，不利于沿空巷道围岩稳定。②巷道周围为煤体，其物理力学性能差，沿空巷道围岩先后受到8201运输巷掘进、8201工作面回采及沿空巷道掘进影响，使得巷道围岩破坏严重。③由前文分析可知基本顶破段位置为煤壁内约6m处，即断裂线位于煤柱上方，基本顶回转下沉对煤柱形成挤压破坏，而实体煤帮作为一个整体其完整性和承载能力均强于煤柱帮，导致巷道靠近煤柱帮更容易发生变形破坏。

针对8203回风巷围岩控制难点，提出“不对称锚索桁架+煤柱帮锚杆索支护+煤柱帮注浆”的联合控制技术。

4.2 不对称锚索桁架力学分析

不对称锚索桁架主体由高强度锚索、钢筋梯子梁和槽钢组成。以往锚索间常常采用W钢带进行连接，在实践中发现W钢带会因回采巷道顶板水平运动产生严重变形甚至撕裂破坏，这种情况在窄煤柱情况下更为严重。而不对称锚索桁架锚索间采用高强度钢筋梯子梁连接，靠近煤柱侧配以槽钢托梁，在安装时桁架系统偏向于煤柱帮，加强对煤柱侧破碎顶板的支护。

为了分析不对称锚索桁架支护后顶板弯矩减少量，建立如图5所示的不对称锚索桁架支护力学模型。设每根锚索对顶板预紧力为F，刚性较大的槽钢托梁连接两根锚索，其对顶板作用力视为均布载荷p=2F/c，ΔP1、ΔP2分别为锚索桁架作用后实体煤帮和煤柱帮对顶板作用力的减少量。

图5 不对称锚索桁架力学模型

由竖直方向平衡得：

F+pc-ΔP1-ΔP2=0

(12)

由∑Mo=0可得：

ΔP2e-Fa-pc(e-d-c/2)=0

(13)

式中，e为巷道宽度；a为靠实体煤锚索与实体煤壁距离；b为靠实体煤锚索与中间锚索距离；c为槽钢托梁长度；d为靠煤柱侧锚索与煤柱帮距离。

联立式(12)、式(13)并将p=2F/c带入得：

通过对模型各段内弯矩进行求解，得出运用不对称锚索桁架后巷道宽度方向各段弯矩变化量为：

8203回风巷宽5m，假设靠煤柱侧锚索与煤柱帮距离为0.8m，靠实体煤锚索与实体煤壁距离为1.4m，靠实体煤锚索与中间锚索距离为1.4m，槽钢托梁长1.4m，单根锚索预紧力1500kN，带入式(15)得出顶板弯矩变化量如图6所示。

图6 顶板弯矩变化

由图6可知，采用不对称锚索桁架支护后5203回风巷顶板弯矩明显减小，弯曲减少量最大达到349.8kN·m，弯矩减少量较大部位主要分布在中部及靠近煤柱侧顶板。由此可以得出不对称锚索桁架结构能够通过降低巷道顶板弯矩来达到对巷道顶板特别是靠煤柱帮的控制。

5 工程实践与现场监测

5.1 工程实践

以8203回风巷为试验巷道进行现场工业性试验。该巷沿煤层底板掘进，巷道净宽5m，净高3.9m，巷道顶板采用不对称锚索桁架配合锚杆进行支护，煤柱帮采用锚网索联合支护配合马丽散注浆对破碎煤体进行加固。

注浆材料马丽散为双组高分子聚亚胺胶脂材料，具有渗透性强、粘度低、胶结强度高等特点。注浆时在煤柱帮每排布置2个注浆孔，每排间距为3000mm，上部注浆孔与顶板距离1000mm，倾角30°，与巷道轴线水平夹角45°；下部注浆孔与底板距离1050mm倾角0°，与巷道轴线水平夹角45°。上部注浆孔深度6928mm，下部注浆孔深度6000mm。

巷道具体支护形式与参数如下：①顶板每排布置6根∅20mm×2600mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm，两侧锚杆与水平方向夹角为75°，锚杆使用1根MSZ2360中速树脂锚固剂和1根MSK2360快速树脂锚固剂。不对称锚索桁架采用三根∅17.8mm×9250mm的钢绞线锚索，间排距1400mm×1600mm，其中靠煤柱侧锚索与煤柱帮距离800mm，靠实体煤锚索与实体煤壁距离为1400mm，两侧锚索与竖直方向夹角为15°，每根锚索使用1卷MSK2335和2卷MSZ2360树脂锚固剂；②两帮每排布置4根20mm×2600mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为1000×900mm，上部尖角处锚杆距顶板300 mm，底角锚杆距底板600mm，两帮角锚杆与水平方向夹角为15°。煤柱帮每排布置两根∅17.8mm×5250mm的钢绞线锚索，间排距2000mm×900mm，锚索与水平方向夹角为15°，上部锚索距顶板800mm，下部锚索距底板1100mm。

5.2 控制效果

为了对8203回风巷在上述控制方案下的运用效果进行评价，采用十字布点法对巷道顶板下沉量和两帮移进量监测，测站位置距离工作面切眼150m，观测结果如图7所示。

图7 观测结果

由图7可知，巷道开挖后30d左右巷道顶板下沉量和两帮移进量基本趋于稳定值，最终煤柱帮变形为189mm，实体煤帮变形量为77mm，顶板下沉量为141mm。巷道变形量均在可控的范围内，表明该控制方案对沿空巷道的围岩控制效果较为理想。

6 结 论

1)采用“内、外应力场”理论推导得出工作面侧向基本顶破段位置计算公式，计算得出8201工作面采空区侧向基本顶位于煤壁内6.42m处破断，结合采空区侧向支承压力分布曲线和工作面地质生产条件，确定窄煤柱宽度为8m。

2)在8m宽窄煤柱条件下，沿空巷道掘进后巷道表现为煤柱侧顶板下沉量明显大于实体煤侧、煤柱帮鼓出量大于实体煤帮的非对称破坏。

3)8203回风巷围岩先后受到8201运输巷掘进、8201工作面回采及沿空巷道掘进影响使得巷道围岩破坏严重，加之特厚煤层工作面开采高度大对沿空巷道应力环境产生巨大影响，不利于沿空巷道围岩稳定。

4)针对8201回风巷围岩控制难点，提出采用“不对称锚索桁架+煤柱帮锚杆索支护+煤柱帮注浆”的联合控制技术，并用于现场试验，取得较好的控制效果。