特厚煤层综放开采沿空掘巷煤柱合理宽度研究

郭重托，李 杰，柏建彪，张伟光

(1.伊犁永宁煤业化工有限公司，新疆 伊犁 835000；2.新疆工程学院 矿业工程与地质学院，新疆 乌鲁木齐 830023)

我国煤炭资源储量丰富，煤层赋存厚度具有多样性，其中厚及特厚煤层储量占国内总储量的40%。综合机械化放顶煤开采作为特厚煤层的一种开采方式，因具有工作面单产大、单位时间开采效率高、经济效益显著等特点被广泛应用[1-3]。但超大的开采空间给工作面和回采巷道带来了复杂剧烈的矿压现象，顶板失稳、煤柱片帮时常发生[4-7]。为缓解强矿压显现，保证工作面安全回采，矿井多采用留设宽煤柱(30～50m)的方式来“抵御”由工作面回采在侧向形成的高支承应力。但在实际矿井应用中并未取得理想效果，宽煤柱“消除”工作面强动压显现作用有限，反而由于宽煤柱的留设造成了煤炭资源的极大浪费，违背了现阶段安全高效、资源节约型矿井的建设理念[8-10]。因此，特厚煤层综放开采条件下合理煤柱宽度的确定对于沿空掘巷围岩稳定性至关重要。

近年来，国内学者针对沿空掘巷围岩变形机理和稳定控制技术开展了系列研究，取得了颇丰的研究成果。董合祥[11]基于内外应力场理论，分析了选文背景下的工作面基本顶断裂位置，同时结合窄煤柱护巷围岩控制难点，给出了锚杆-锚索-钢带桁架强力联合支护技术，有效控制了围岩的变形。童荣等[12]数值分析了不同煤柱宽度时煤柱围岩塑性区演化和围岩应力分布规律，并对现场进行了生产指导。陈晓祥等[13]基于正交试验设计和方差分析，对影响沿空掘巷围岩稳定的因素进行分析，确定了在煤柱宽度、煤体内摩擦角、煤体内聚力、顶板强度、直接顶厚度等诸多因素中，煤柱宽度对于巷道顶底板及两帮围岩移近量影响最大。卢帅峰等[14]基于窄煤柱内部破坏特征，揭示了沿空掘巷窄煤柱变形破坏机理，认为窄煤柱失稳是由于锚杆未能有效控制煤柱内部内裂隙区的张拉破坏。王德超等[15]通过相似模拟实验研究了深井掘巷期间不同煤柱宽度时煤柱帮围岩垂直应力变化特征，呈现由三角形向梯形变化趋势。程利兴等[16]针对深井高应力软岩巷道沿空掘巷时，围岩5种典型的破坏特征进行分析，揭示了该类地质条件下巷道大变形主要驱动力是塑性区劣化后的进一步流变和强烈扩容变形。续晋红等[17]对试验工作面进行了系列地质力学测试，分析了孤岛工作面沿空掘巷围岩破坏规律，提出了高强稳定型围岩控制策略，实现了孤高工作面安全、快速回采。付书俊等[18]采用理论分析和数值计算双重方法，研究了迎采动工作面沿空掘巷期间各阶段围岩受力特征，提出了针对性的阶段围岩控制技术，保证了工作面安全回采。

然而，上述研究成果多倾向于沿空掘巷围岩的破坏机理及控制技术，针对特厚煤层综放开采沿空掘巷合理护巷煤柱宽度确定研究较少。本文以伊犁潘津煤矿2302工作面回风巷为试验巷道，对沿空掘巷合理煤柱宽度及稳定性进行探究。

1 工程概况

伊犁潘津工业煤矿位于潘津乡苏拉宫村境内，主采的23#—25#煤层位于+730m水平，埋深为220m左右，煤层走向75°，倾向165°，平均倾角16°，煤层厚度12.49～20.87m，平均厚度17.03m；顶板为粉砂岩，泥质胶结，为半坚硬岩层、性脆，平均厚度约21.62m；底板为深灰色粉砂岩，致密、泥质胶结，具裂隙，平均厚度约1.6m。在2301工作面采空区顶板垮落较为完全后，开掘2302工作面回风巷未掘段巷道。2302工作面巷道布置如图1所示。

图1 2302工作面巷道布置

2 沿空掘巷窄煤柱合理宽度理论计算

2.1 窄煤柱宽度影响因素分析

根据极限平衡理论[11]可知，巷道开拓后其周围原岩地层应力重新分布，高强度的集中应力作用于煤柱帮并由煤柱帮表面逐渐向深部围岩扩散，使煤柱帮岩体由表至深赋存于塑性区域和弹性区域。煤柱围岩表面至塑性区边界处距离称之为极限平衡区宽度X0，其表达式如下：

式中，X0表示塑性区宽度，m；m为煤层平均采厚；K为应力集中系数；γ为岩层平均容重，N/m3；Px为对煤帮的支护阻力，kN；A为侧压系数，A=μ/(1-μ)，泊松比μ；φ0为内摩擦角；C0为黏结力；H为煤层埋深，m。

窄煤柱合理宽度的计算模型如图2所示，公式如下：

图2 窄煤柱宽度计算模型

B=X1+X2+X3

(2)

式中，B为窄煤柱宽度，m；X1为工作面开采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度，m，即为极限平衡区宽度X0；X3为锚杆长度，m；X2为考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(X1+X3)(10%～30%)计算。

采用单因素变量法探究侧压系数、煤层平均采高、煤层埋深以及煤帮支护阻力4种因素对于窄煤柱合理宽度的影响规律，影响作用如图3所示。

图3 不同因素对煤柱宽度的影响作用

由图3可知，在侧压系数、煤层平均采高、煤层埋深以及煤帮支护阻力这4种因素中，前3种因素与煤柱宽度成正相关变化，后者与煤柱宽度成负相关变化。由图3(a)—图3(c)中可以看出，随着影响因素(侧压系数、煤层平均采高以及煤层埋深)的增大，煤柱宽度也随之增大，煤柱合理宽度取值范围的上下极限差值也随之增大。其中侧压系数与煤层平均采高对煤柱宽度的影响相似，而煤层埋深在前100m范围内对煤柱宽度的影响程度较大。此外，从图3(d)中可以看出，随着煤柱支护阻力的增大，煤柱宽度随之减小，但煤柱合理宽度取值范围的上下极限差值几乎不发生变化。

通过上述4种因素对窄煤柱宽度影响的对比分析可知，煤柱支护阻力对窄煤柱宽度的影响较小，主要是通过外部支护材料对煤柱施加一个外力，它对于煤柱围岩自身物理力学性质影响程度较小，不足以从根本上改变煤柱的力学性质。而前三者中，侧压系数的变化会改变煤柱围岩的力学性质，影响围岩的应力集中程度和区域；煤层平均采高的变化，不仅改变围岩揭露面积，影响应力变化范围，进一步改变顶板及两帮裂隙的再发育程度；煤层埋深的变化不仅改变围岩应力的变化，更为重要的是改变围岩的物理力学性质，硬度及脆度等方面。综上所述，前三者主要通过改变围岩自身承载特性影响煤柱宽度，后者主要是采用外力干扰的作用影响煤柱宽度。

2.2 潘津工业煤矿窄煤柱合理宽度理论计算

由2302工作面地质生产条件和矿压数据监测可知，煤层平均采厚m，取2.8m；侧压系数A=μ/(1-μ)，泊松比μ=0.31，A=0.45；内摩擦角φ，取28°；黏结力C0，取5MPa；应力集中系数K，取1.6；岩层平均容重γ，取0.03N/m3；煤层埋深H，取220m；对煤帮的支护阻力Px，取0.4MPa。

将上述参数带入式(1)(2)中，得X1=2.686m，锚杆长度X3，取2.2m，X2=0.489～1.466。得出B=5.374～6.352。为节约煤炭资源，最终确定煤柱宽度为6m。

3 窄煤柱宽度对巷道围岩稳定性影响

3.1 不同煤柱宽度巷道围岩变形规律

为了研究不同煤柱宽度情况下2302工作面回风巷道围岩内部应力分布规律，建立FLAC3D数值模拟模型，如图4所示，数值计算模型尺寸为300m×4m×80m。模型计算顺序：确立模型→平衡计算→潘津工业煤矿2301工作面回采计算结束→2302工作面回风巷道掘进→计算结果输出与分析。各岩层的物理力学参数见表1。

图4 数值计算模型

表1 岩层力学参数

在模拟2302工作面回风巷道掘进后，从上文中所建立FLAC数值计算模型导出不同煤柱宽度方案，即煤柱宽度4m、6m、10m、15m时的巷道两帮水平位移如图5所示。

图5 不同宽度煤柱巷道围岩位移

从巷道围岩位移云图中可以发现随着煤柱宽度从4m增大到15m的过程中，巷道两帮的位移并不仅时单纯的增加或减小，不同宽度煤柱变形量变化规律如图6所示的。

图6 不同宽度煤柱变形量

从图6中可以看出虽然4m煤柱也处在最终巷道的侧向采动压力的压力降低区，但是由于其在掘进过程中受到采动扰动的影响，失去了承载能力，导致其变形反而比之后的6m煤柱要大，而当煤柱宽度为10～15m时，由于其处于工作面侧向采动应力的峰值区，其最终的水平变形较6m煤柱也较大，当煤柱宽度取6m范围时，虽然其在掘进受采动扰动期间会承受一定阶段的侧向采动应力峰值影响，但是其将在掘进后长期处于侧向采动应力的应力降低区，是有利于巷道长期稳定的，从图6中也可看出，留设6m煤柱时巷道围岩变形得到了有效的控制。

综上所述，在考虑到要设法使2302工作面回风巷道煤柱长期处于侧向采动压力的压力减低区内，结合窄煤柱宽度确定的极限平衡理论确定2302工作面回风巷道的保护煤柱宽度应取值6.0m。

3.2 工程应用效果分析

2302工作面回风巷道掘巷期间基本支护方案：顶锚杆使用∅22mm×L2400mm高强锚杆，间排距为800mm×800mm，每排6根，顶部锚杆垂直于顶板(其中顶角锚杆外偏15°)打设；配套使用高强锚杆螺母M24，配合高强度万向球和1010尼龙垫圈，采用高强度拱形托盘，尺寸为150mm×150mm×10mm，拱形不低于36mm。两帮采用∅20mm×L2200mm高强锚杆，间排距为800×800mm，每排4根，帮部锚杆垂直于帮部墙体(其中帮角锚杆外偏15°)打设。

顶锚索使用∅17.8mm×8300mm的矿用锚索，锚索沿顶板呈“2-1-2”布置，配合钢筋梯子梁纵向布置，2根锚索间距为3000mm，排距为800mm，配套使用300mm×300mm×16mm的高强度托盘，配套高强度锁具；巷道顶部铺设网孔规格为100mm×100mm的钢筋网，规格为4600mm×900mm。

煤柱帮上部锚索使用∅15.24mm×4300mm的矿用锚索，下部锚索使用∅15.24mm×5300mm的矿用锚索，锚索沿巷道走向布置两排，下部锚索距底板1200mm，倾角10°，锚索间距为1000mm，排距为800mm，配套使用300mm×300mm×16mm的高强度托盘，配套高强度锁具。

在2302工作面回风巷每隔20m布置一个位移监测点，监测沿空掘巷期间巷道围岩变形量，监测数据如图7所示。监测结果显示：沿空掘巷期间，巷道表面围岩位移出现明显的阶段态势：变形剧烈阶段(0～160m范围内)，2301工作面采空区顶板活动剧烈，尚未完全稳定，受巷道掘进应力扰动，巷道围岩发生较大范围的塑性破坏，围岩变形量增加。监测数据显示，该阶段巷道两帮及顶底板累积移近量分别达到218mm、139mm，两帮移近以窄煤柱移近为主，占两帮总移近量的60%左右；变形稳定阶段(160m范围外)，2301工作面采空区顶板垮落较为完全，顶板活动趋于稳定，应力环境逐渐趋同于传统沿空掘巷。监测数据显示，该阶段巷道围岩变形量趋于稳定，围岩变形速度基本在2mm/d附近波动，累积变形量较小。

图7 沿空掘巷期间巷道围岩位移监测曲线

2302工作面回风巷道在掘巷期间，巷道断面开拓轮廓无明显变形，锚杆、锚索支护材料无拉断脱锚现象，围岩控制效果显著。

4 结 论

1)采用极限平衡理论计算得到2302工作面沿空掘巷小煤柱合理留设宽度为6m，并通过数值计算验证了其合理性。

2)侧压系数、采高、埋深及煤柱支护阻力4个因素中，前三者逐渐增大，煤柱宽度也随之增大，煤柱合理宽度取值范围的上下极限差值也随之增大。而后者逐渐增大，煤柱宽度随之减小，但煤柱合理宽度取值范围的上下极限差值几乎不发生变化。造成这一现象的主要原因是前三者主要通过改变围岩自身承载特性影响煤柱宽度，后者主要是采用外力干扰的作用影响煤柱宽度。

3)工程实践表明，2302工作面回风巷道在掘巷期间，留设6m窄煤柱后，巷道断面开拓轮廓无明显变形，锚杆、锚索支护材料无拉断脱锚现象，围岩控制效果显著。