特厚煤层区段煤柱合理宽度研究及巷道支护优化

王 琦，宋选民，王仲伦，刘国方，曹健洁，刘一扬

(太原理工大学原位改性采矿教育部重点实验室，山西 太原 030024)

区段煤柱的宽度直接影响煤柱的承载能力、支承压力分布及煤柱稳定性[1]，在保证煤柱和巷道稳定的条件下，通过减小留设煤柱宽度提高资源利用率具有重要意义。因此，研究特厚煤层条件下区段煤柱的合理宽度和巷内支护设计已然成为了厚煤层综放开采亟待解决的技术难题[2-5]。

国内外许多学者对此进行了大量研究，并取得相应的成果。韩承强等[6]主要通过现场实测的方法分析了采动过程中窄煤柱的应力分布及破坏规律，并给出了适合崔庄煤矿区段窄煤柱合理宽度的建议。刘增辉等[7]基于上榆泉10#煤层实际的生产条件，选择利用相似材料制作合适的物理模型，将回采巷道放置在回采推进的方向，随着回采工作面的逐渐向前推进，回采巷道和回采工作面之间的动态煤柱不断缩小，依据回采巷道断面变形规律以及其围岩破坏特征，得到了适合上榆泉煤矿的合理区段保护煤柱的尺寸。

本文以韩家洼煤矿22401工作面为背景，分析了巷道在原支护方案下的原因与变形特征，通过理论计算、数值模拟以及工程类比相结合的方法最终确定合理的留设宽度和最优化的支护设计方案，有效地控制了围岩变形，并为类似巷道支护设计提供了借鉴。

1 工程概况

韩家洼煤矿22401工作面底板标高1 265～1 280 m，地面标高1 510～1 570 m，煤层平均厚度13.6 m，在煤层间分布4层0.37～0.66 m厚黑色泥岩夹矸，直接顶为1.43 m厚的细粒砂岩，老顶为13.40 m厚的细砂岩，22401工作面直接顶及伪顶不发育。伪顶为炭质泥岩及粉砂岩，仅分布于个别地段；直接顶分布于井田东北部，707号孔见直接顶，以砂质泥岩、炭质泥岩为主，次为泥岩、高岭质泥岩，厚1.10 m，中厚层状，胶结致密，稳定性较好。老顶全井田均有分布，岩性为砂砾岩及粗细砂岩，厚4.20～26.93 m，一般4～6 m，稳定性好。底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及少量的炭质泥岩。韩家洼煤矿为无冲击地压倾向性矿井，所采22号煤层不易自燃，煤层地质与水文地质简单。图1为工作面布置及煤柱方位图，图2为韩家洼钻孔柱状图。

图1 工作面布置及煤柱方位图Fig.1 Working face layout and coal pillarorientation map

图2 韩家洼钻孔柱状图Fig.2 Histogram of Hanjiawa borehole

图3为一组22401工作面顺槽原有30 m区段煤柱时巷道围岩变形图。通过现场观测发现，巷道顶板存在煤体随掘随落的情况，局部表现出不规则不平整的特征，由图3(a)可知，顶板冒落，断面不再是矩形，且钢带变形严重。现有支护中，部分顶板锚索布置过于集中，难以与锚杆协同支护。在使用120 mm的托盘时，其本身变形严重。22401工作面采用综放开采，具有较大的揭露空间，增加了顶板的活动空间，同时加大了基本顶悬臂梁结构的弯矩，使得工作面上覆岩层冒落高度及裂隙带高度也有所增大，工作面超前支承压力及工作面侧向支承压力峰值很高，影响范围也较大，严重破坏了前方回采巷道的稳定性。

图3 工作面顺槽原有支护条件Fig.3 Original supporting conditions of working face along the groove

2 小煤柱合理宽度理论计算分析

2.1 稳定核区理论计算

稳定核区理论认为，煤柱稳定的关键是煤柱中心要有一定尺寸的稳定核区，即比较完整、裂隙不太发育、强度比较大的核心区煤层，称之为煤柱稳定核区[8]。 煤体塑性区的宽度根据Kastner公式[9]见式(1)。

(1)

式中：R1为煤柱塑性圈半径，m；R0为巷道半径，矩形巷道断面对角线的一半，取2.7 m；σc为单向抗压强度，取21.17 MPa；σ0为原岩应力，取4.72 MPa；Pi为支护抗力，取0.2 MPa；φ0为煤体内摩擦角，取25.69°。将各个参数代入式(1)得R1=2.24 m，通常认为上工作面运巷和下工作面风巷尺寸一样，即R1左=R1右，所以煤柱塑性区总宽度R1煤柱=R1左+R1右=2R1，根据煤柱稳定核区理论，可得煤柱宽度B=2R1煤柱=4R1=8.96 m。

2.2 极限平衡理论计算

在考虑巷道支护效果，综合影响围岩完整性和稳定性主要因素的前提下，确定小煤柱合理宽度的计算公式见式(2)。

B=x1+x2+x3

(2)

式中：x1为煤柱塑性区宽度；x2为锚杆锚固深度，取2.4 m；x3为煤柱安全系数，一般取0.15～0.35(x1+x2)。计算煤柱塑性区宽度力学的模型如图4所示。

图4 煤柱塑性区宽度计算的力学模型Fig.4 Mechanical model for calculating the width ofcoal pillar plastic zone

煤柱塑性区宽度x1根据极限平衡理论[10]见式(3)。

(3)

式中：m为煤柱高度，取11.78 m；λ为侧压系数；μ为泊松比，取0.1；φ0为煤层界面内摩擦角，取30°；C0为煤层界面黏聚力，取0.3 MPa；K为应力集中系数，取1.5；γ为岩层平均容重，取2.3 t/m3；H为巷道埋深，取最大埋深200 m；Px为锚杆对煤柱的侧向阻力，计为0.2 MPa；为煤矿安全考虑，x3取0.35(x1+x2)，代入各项参数，得出小煤柱合理宽度为11.96 m。

3 小煤柱合理宽度数值模拟分析

3.1 数值模型的建立

本次数值模拟的模型主要是工作面-煤柱，根据煤层地质条件及现场实际情况，共构建了3个FLAC3D数值计算模型，此次数值模拟研究，以区段煤柱宽度分别为10 m、12 m、15 m时的煤柱稳定性进行数值计算分析，探究22401工作面区段煤柱的合理宽度。数值模拟方案见图5，各个数值模拟方案中计算模型简介见表1，各岩层物理力学参数见表2。

由于各个模型主要研究问题类似，故三个方案中模型边界条件统一，如图5所示，煤柱左侧为22401工作面，右侧为22402工作面，整个模型在前、后、左、右及下部均为固定边界，没有水平位移，计算中模型上边界施加5.13 MPa载荷，工作面上覆岩层平均容重取2.3 t/m3，在模型上部施加垂直应力，应力大小见式(4)。

P=(埋深-模型以上岩层高)×平均容重=

(245-39.85)×2.3×104≈4.72 MPa

(4)

结合韩家洼煤矿采掘计划与矿山压力显现规律可知，回采巷道从掘进到回采工作面回采完毕要经历巷道掘进、一次采动、采空区稳定(采动影响稳定阶段)、二次采动等多次采动影响[11]。在韩家洼煤矿中，回风巷道主要是受到了上工作面和当前工作面回采的影响，而当前工作面在回采时，巷道的超前压力较大，变形也较严重，这个阶段就是被二次采动影响阶段。故在煤柱稳定性数值计算中，各个数值模拟方案及过程应当为：首先开采22401工作面，等工作面稳定后(软件运行收敛)，再开采22402工作面。为了计算更准确、 更符合实际条件， 在煤柱内部以及周围位置附近对网格的划分进行了致密化处理。

图5 数值模拟方案Fig.5 Numerical simulation program

表1 各数值模拟方案计算模型简介Table 1 Introduction to calculation models ofvarious numerical simulation schemes

3.2 数值模拟结果分析

3.2.1 一次采动后数值模拟结果及分析

韩家洼煤矿22401工作面推进完成后，不同煤柱宽度下的内部应力与塑性区分布特征见图6～图8。22401工作面的采动对于区段煤柱的稳定性影响有限，根据图6(a)～图8(a)可知，当煤柱宽度为10.0 m时，煤柱22401工作面采空区侧塑性区宽度为5.5 m，煤柱22402工作面回风顺槽侧塑性区宽度为1.5 m，煤柱内部未见明显塑性区分布，塑性区总面积占煤柱总面积的45%，此时煤柱稳定性较好；当煤柱宽度为12.0 m时，煤柱22401工作面采空区侧塑性区宽度为6.0 m，煤柱22402工作面回风顺槽侧塑性区宽度为1.0 m，煤柱内部弹性核宽度为5.0 m，煤体完整区域占煤柱总面积的57%；当煤柱宽度为15.0 m时，煤柱22401工作面采空区侧塑性区宽度为6.0 m，煤柱22402工作面回风顺槽侧塑性区宽度为1.0 m，煤柱内部弹性核8.0 m，煤柱较为稳定。由于22401工作面的最大埋深约为245 m，假设覆岩容重按2.3 t/m3计算，则工作面承受的上覆岩层载荷约为6.125 MPa。根据图6(b)～图8(b)可知，当煤柱为10.0 m时，煤柱内部应力最大值达到13.67 MPa，应力集中区域面较大；当煤柱宽度增加到12.0 m时， 煤柱内部的应力最大值达到最大为13.61 MPa，此时应力集中程度有所减小且应力集中区域面缩减； 当煤柱宽度继续增加到15.0 m时，煤柱内部应力最大值为13.59 MPa，应力集中影响的区域面也进一步减小。由此可见，煤柱受到掘进扰动以及一次采动影响后，不同宽度的煤柱均稳定，其中方案一煤柱稳定性较方案二、方案三差。

表2 岩层物理力学参数Table 2 Physical and mechanical parameters

图6 一次采动后煤柱宽度为10 m时内部特征Fig.6 Internal characteristics when the coal pillar width is 10 m after primary mining

图7 一次采动后煤柱宽度为12 m时内部特征Fig.7 Internal characteristics when the coal pillar width is 12 m after primary mining

图8 一次采动后煤柱宽度为15 m时内部特征Fig.8 Internal characteristics when the coal pillar width is 15 m after primary mining

3.2.2 二次采动后数值模拟结果及分析

韩家洼煤矿22402工作面推进完成后，不同煤柱宽度下的内部应力与塑性区分布特征见图9～图11。22402工作面的采动影响对于区段煤柱的稳定性影响较大，根据图9(a)～图11(a)可知，当煤柱宽度为10.0 m时，煤柱22401工作面采空区侧塑性区宽度为6.5 m，煤柱22402工作面采空区侧塑性区宽度为3.0 m，煤柱内部两侧塑性区呈现贯通趋势，整体呈现X型共轭破坏，内部未见有效弹性核，说明煤柱弹性核区的宽度小于煤柱总宽度的14%时,将在轻微扰动下出现突变失稳；当煤柱宽度为12.0 m时，煤柱22401工作面采空区侧塑性区宽度为7.0 m，煤柱22402工作面采空区侧塑性区宽度为2.5 m，煤柱内部弹性核宽度为2.5 m，弹性核宽度占煤柱总宽度的20.8%，大于14%的临界宽度，由此可见，此时煤柱稳定性较强，在巷道进行有效支护前提下，能够进一步提高弹性核的宽度，同时维护22402工作面回风顺槽巷道围岩稳定；当煤柱宽度为15.0 m时，煤柱22401工作面采空区侧塑性区宽度为7.5 m，煤柱22402工作面采空区侧塑性区宽度为3.5 m，煤柱内部弹性核宽度为4.0 m，弹性核宽度占煤柱总宽度的26.7%，由此可见，此时煤柱更为稳定。根据图9(b)～图11(b)可知，当煤柱为10.0 m时，煤柱内部应力最大值达到14.91 MPa，应力集中区域面较大；当煤柱宽度增加到12.0m时，煤柱内部的应力最大值达到最大为13.82 MPa，此时应力集中程度有所减小，较方案一最大应力减小7.89%，且应力集中区域面明显缩减；当煤柱宽度继续增加到15.0 m时，煤柱内部应力最大值为13.64 MPa，应力集中影响的区域面也进一步减小。

综合数值模拟计算结果可知，当煤柱宽度为12.0 m时，煤柱相对稳定，能够起到相应的支承作用。 此时，区段煤柱在整个回采的过程中能够保持相对稳定，煤柱逐渐破坏，能量缓慢释放，不会发生突变的失稳。

图9 二次采动后煤柱宽度为10 m时内部特征Fig.9 Internal characteristics when the coal pillar width is 10 m after secondary mining

图10 二次采动后煤柱宽度为12 m时内部特征Fig.10 Internal characteristics when the coal pillar width is 12 m after secondary mining

图11 二次采动后煤柱宽度为15 m时内部特征Fig.11 Internal characteristics when the coal pillar width is 15 m after secondary mining

4 顺槽支护方案设计

经过了十余年的研究与试验，回采巷道支护技术已经形成了一套具有中国特色的煤巷锚杆支护成套技术体系[12]。在综放工作面厚顶煤回采巷道条件下，锚杆支护出现了一系列新的问题，由于矿压显现剧烈、应力集中系数大、煤体强度低、煤帮塑性区范围大，巷道变形严重，锚杆、锚索随煤体整体移出、失效，钢带强度和刚度小，容易撕裂和拉断，护顶效果差。上述现象严重影响了巷道支护效果和安全程度。

根据特厚煤层巷道支护已有研究，戴磊等[13]通过数值模拟来优化窄煤柱锚杆预紧力、锚杆长度、锚杆直径、锚杆间排距等支护参数，从而确定了更合适的锚杆支护方案，并通过现场试验进行了验证，取得了显著的可观效果。孙浩等[14]结合悬吊梁理论确定支护参数，采用“锚杆+锚索+金属网+W钢带+锚索”组合钢梁联合支护方案，对锚杆起到主动支护作用，控制了围岩的稳定性。许永祥[15]基于工作面地质条件，采用“锚杆+锚索+W钢带+锚索组合钢梁+金属网”联合支护，有效减小了煤柱侧煤壁变形。

为满足韩家洼煤矿的生产需要，增强其生产安全性，同时通过改善巷道支护参数达到稳定可靠的支护效果，进一步增强支护强度和综合支护能力，优化巷道支护技术的主要原则如下所述。

1) 由于该矿处于高应力环境下，围岩自身的强度较小，同时，巷道附近围岩呈层状、非均匀各向异性，岩层结构和应力分布均呈非对称性，传统的对称支护方式无法有效地控制巷道的变形，建议采用非对称支护，从而形成巷道围岩在支护结构上的应力均匀化。

2) 在支护方案中运用锚杆索支护原理，这不仅可以积极主动地保持围岩的整体性和稳定性，还可以有效地控制围岩的变形、位移和裂隙发展，最大力度地发挥围岩的自承作用，把围岩由一个荷载变成一个支承载体，变被动支护为主动支护，同时使锚杆、锚索和围岩可以紧密地结合成一个整体，共同承载围岩应力，尤其是锚索具有很大的承载能力与加固范围，能最大限度地保持岩体的完整性。

3) 加强巷道两帮支护，运用“强帮强角”支护原理，指导巷道两帮锚杆参数设计与优化，增强巷道对顶板的支承作用，减小两帮极限平衡区与顶板广义跨度；通过优化顶板锚杆、锚索的布置形式与参数，同时运用帮锚索进行加强支护，从而达到锚杆、锚索协同支护的作用。

韩家洼煤矿22401工作面回风顺槽采用矩形断面，回风顺槽断面尺寸为4 300 mm×3 200 mm，毛断面积S=13.76 m2。工作面回风顺槽沿煤层底板布置，属全煤巷道。回风顺槽顶板为细砂岩及砂砾岩，无其他特殊地质与生产条件，如断层、破碎带、相邻工作面采空区、上覆煤柱等影响。因此，建议采用非对称“锚杆+钢带+钢筋网+锚索”的联合支护技术方案。 确定顶板支护每排采用Φ18 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆6根，间排距800 mm×800 mm，其中最外侧两根锚杆距帮150 mm，网片采用8#菱形金属网，网格50 mm×50 mm，采用W钢带，托盘为150 mm×150 mm×10 mm方形钢板。锚索加强支护采用Φ17.8 mm×11 700 mm高预应力锚索2根，Φ17.8 mm×6 000 mm高预应力锚索1根，间排距2 500 mm×800 mm，布置方式为“二·一”布置，配套300 mm×300 mm×12 mm钢托板。工作面侧帮每排采用Φ20 mm×2 000 mm玻璃钢锚杆4根，间排距1 000 mm×800 mm，其中起顶距100 mm，起底距100 mm，采用尼龙网，网格50 mm×50 mm，并配套相应托板。非工作侧帮每排采用Φ18 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆6根，间排距600 mm×800 mm，其中起顶距100 mm，起底距100 mm，采用Φ17.8 mm×8 000 mm帮锚索1根，排距800 mm，起底矩1 600 mm，网片采用8#菱形金属网，网格50 mm×50 mm，采用150 mm×150 mm×10 mm钢托板。主要锚固材料与参数见表3，巷道支护图如图12所示。

表3 主要锚固材料与参数Table 3 Main anchoring materials and parameters

图12 巷道支护图Fig.12 Roadway support map

5 结 论

1) 通过稳定核区理论计算可以得知，区段煤柱合理留设宽度为8.96 m；通过极限平衡理论计算可以得知，区段煤柱合理留设宽度为11.96 m。

2) 建立数值模拟计算模型，对不同煤柱宽度下的内部应力与塑性区分布特征进行了分析。数值模拟结果表明，随着区段煤柱宽度的不断增加，应力集中程度也随之不断减小。当煤柱宽度为10 m时，煤柱将在轻微扰动下出现突变失稳；当煤柱宽度为12 m时，此时煤柱稳定性较强，在巷道进行有效支护前提下，能够进一步提高弹性核的宽度，同时维护工作面回风顺槽巷道围岩稳定；当煤柱宽度为15 m时，煤柱更为稳定。结合理论计算分析，最终确定区段煤柱合理留设宽度为12 m。

3) 针对22号煤层的地质条件和生产条件，通过工程类比的方法，给出了非对称“锚杆+钢带+钢筋网+锚索”的联合支护方案，有效提高巷道围岩稳定性。