缓斜煤层回采巷道区段保护煤柱留设与支护技术研究

邓东杰

（山西介休义棠城峰煤业有限公司，山西 介休 032000）

1 工程概况

山西介休义棠城峰煤业有限公司（城峰煤矿）目前开采1 号、9+10 号煤层，生产能力90 万t/a。010105 综采工作面位于上组煤一采区，是该采区第五个回采工作面。该工作面位于上组煤集中运输巷南部，东侧为010103 综采工作面，北侧相隔65 m 实体煤柱为上组煤集中运输巷，西侧为未开采实体煤区域（一采区生产规划区域），南侧为矿井边界保安煤柱。工作面煤层平均厚度5.15 m，倾角20°～28°。顶板为砂质泥岩，厚度2.45～7.27 m，平均6.09 m，顶板厚度变化较大，节理较发育，为Ⅱ类中等稳定岩层。底板为粉砂岩，抗压强度为28.2～85.8 MPa，抗拉强度为3.63～4.05 MPa，抗剪强度为12.4 MPa，底板为Ⅲ～Ⅳ类较软～中硬岩层。

2 回风顺槽支护及破坏特征

城峰煤矿一采区工作面沿中部集中运输巷、轨道巷、回风巷两侧对称布置，区段煤柱20～25 m，回采巷道为斜顶梯形断面，设计沿1#煤顶板掘进，掘进左帮高2.2 m，掘进右帮高3.7 m，掘进宽度4.8 m，左帮净高2.1 m，右帮净高3.6 m，净宽3.5 m。010105 工作面及已采掘工作面两侧运输顺槽、回风顺槽采用锚杆+锚索梁+喷浆支护，详细支护参数如图1。顶板和两帮均采用规格Ф18 mm×2200 mm 的高强锚杆，间排距800 mm×800 mm，低帮侧“三二三”布置，高帮侧“六五六”交替布置，顶板每排8 根。顶板及两帮锚索均采用Ф18.9 mm×6300 mm 的预应力钢绞线。帮锚索间排距1000 mm×1600 mm，低帮每排两根，高帮每排三根锚索，靠近顶板处向上倾斜30°施工，靠近巷道腰线处沿水平方向垂直巷帮施工，靠近底板处向下倾斜15°施工。顶板每排3 根锚索，间排距2000 mm×1600 mm，均垂直顶板施工。

图 1 区段煤柱各个监测钻孔应力计平面布置图（mm）

在城峰煤矿1#煤一采区工作面回采实地调研发现，1#煤层强度低，较破碎，属于“三软煤层”。以两侧回采巷道掘进初期即开始出现局部变形的010104 工作面为例，010104 回风顺槽紧邻010102工作面留设20 m 区段煤柱布置，掘进期间安装顶板离层仪[1]，掘巷10 d 后两帮即出现局部内鼓，顶板也开始出现下沉，但顶板离层仪浅部和深部的读数均未发生变化。在邻近010102 工作面回采期间，对应巷段矿压显现更为剧烈，高帮（010102 工作面侧）多处出现明显的片帮，两帮收敛严重，最大处达到1200～1500 mm，顶板整体下沉，平均断面收缩率达到20%～30%，已严重影响回采巷道后期的正常使用，需反复维修方能保障工作面的正常生产。

3 巷道围岩失稳机制及控制技术

城峰煤业1#煤层工作面回采巷道采用斜顶梯形断面，巷道围岩典型破坏特征如图2。巷道开挖后围岩应力呈非对称分布，低帮应力集中程度大于高帮，由于顶板岩层强度高于两帮，将导致两帮松软煤体向巷道内挤压凸出，引起两帮挤压流动失稳，如图2（a）。当顶板较软弱且地应力较大时，低帮侧顶板三分之一处将出现裂隙扩展、顶板错动，顶板中部整体下沉，导致顶板压缩错动失稳，如图2（b）。根据巷道表面矿压显现特征可看出，巷道两帮煤体松软破碎，承载性能差，浅部煤体承载力基本为零，仅通过锚杆、锚索无法将浅部煤体锚固为一个整体并与深部稳定煤岩体搭接，两帮煤岩体塑性破坏深度增大，加剧顶板的失稳变形，最终导致巷道围岩的整体破坏。

图2 巷道矿压显现特征

基于城峰煤矿回采巷道破坏特征，提出围岩控制原则和方法[2]：（1）顶板整体下沉且无离层现象，顶板整体稳定性良好，两帮支承能力弱，可通过在顶角处打设锚杆、锚索进一步提高顶板的整体性和稳定性。（2）两帮为极松软煤层，承载性能差，锚杆、锚索易失效，故考虑采用三向可缩型钢棚被动支护方式，既可以对顶板起到支撑作用减小顶板下沉，又能减小两帮受力减小帮部内移。

4 相似模拟研究

为探讨城峰煤矿1#煤层回采巷道采用锚网索+多向可缩异形棚支护的可行性，并设计更为合理的区段煤柱宽度，依托010105 工作面地质状况进行相似模拟实验[3-4]。相似模型几何相似比1:50，容重相似比为1:1.67，模型尺寸长×宽×高=0.8 m×0.2 m×0.8 m，如图3 所示。装填材料以河沙为骨料，煤层采用实体松软煤层模拟。模型建立完成后，首先进行极软煤层中巷道的开挖和支护，之后进行工作面的开挖，研究不同煤柱尺寸下巷道的围岩位移及应力特征。

图3 相似物理模型

工作面首次开挖后，采空区边界距煤柱400 mm，即实际的20 m，之后每次开挖50 mm，煤柱宽度减小2.5 m。巷道顶板由浅至深布置位移观测点，整理得到顶板岩层由浅至深随煤柱宽度变化规律如图4（a）；在两帮煤体内布置应力监测点，整理得到不同煤柱宽度条件应力变化规律如图4（b）。

图4 相似模拟结果

由相似模拟结果可以看出，区段保护煤柱宽度由20 m 减小至10 m（400～200 mm），巷道顶板下沉量呈增大趋势，浅部位移量大于深部位移量，顶板下沉量也达到了最大值，浅部顶板岩层下沉量达5 mm（实际250 mm），深部达到3 mm（实际150 mm）。巷道两侧煤柱内应力呈增大趋势，煤柱宽度由12.5 m 继续减小，煤柱内应力增幅明显增大；煤柱宽度由7.5 m 继续减小，煤柱内应力则开始减小，表明煤柱已屈服破坏进入二次承载状态。综上所述，煤柱宽度小于7.5 m 时，两帮煤岩体已全部屈服破坏，围岩趋于失稳；煤柱宽度大于12.5 m 时，煤柱未充分发挥其承载性能。因此，区段煤柱合理尺寸为7.5～12.5 m。

5 现场应用及效果分析

010105 回风顺槽掘进采用锚网索+多向可伸缩异形棚联合支护，与010103 运输顺槽间留设10 m 区段保护煤柱，掘进宽度5.0 m。顶板和两帮锚杆规格Ф20 mm×2400 mm，间排距800 mm×800 mm。顶板锚索采用Ф18.9 mm×8250 mm 的预应力钢绞线，间排距为1600 mm×1600 mm；高帮肩角处额外施工顶角锚索，帮锚索长度6500 mm，间排距1600 mm×1600 mm，低帮每排两根，中部锚索垂直煤帮施工，靠近底角的向下倾斜20°布置，高帮每排三根锚索，靠近顶板处向上倾斜30°施工，靠近巷道腰线处沿水平方向垂直巷帮施工，靠近底板处向下倾斜30°施工，并在底角处额外施工一根底角锚索。异形钢棚采用U36 型钢制作，顶梁和柱腿均由两节制作，布置间距1600 mm，与锚索交替布置于锚杆之间。支护断面如图5（a）。

图5 实地应用及效果分析

010105 回风顺槽掘进期间进行围岩位移监测，成巷100 d 后，巷道顶板下沉量最大仅10 mm，两帮未出现明显的收敛现象。邻近010103 工作面回采期间，整理得到巷道表面变形量与邻近工作面距离的变化关系如图5（b），距邻近工作面约80 m 时，巷道表面开始出现明显的变形；邻近工作面推过测点位置后，顶板下沉量基本不再增大；滞后邻近工作面约40 m 后，两帮变形量趋于稳定，顶板下沉量稳定在208 mm，两帮移近量稳定在186 mm，围岩整体稳定，顶板下沉和两帮内移得到了有效控制。

6 结论

现场调研表明，城峰煤业1#煤层回采巷道围岩变形破坏严重，表现为两帮挤压流动失稳和顶板压缩错动失稳，提出采用锚网索+多向可伸缩异形棚联合支护技术，通过相似模拟验证支护方案的效果，并得到合理的区段保护煤柱宽度为7.5～12.5 m。010105 回风顺槽留设10 m 区段煤柱，掘巷阶段围岩整体稳定，无明显的变形破坏。邻近工作面采动影响后，顶板下沉量稳定在208 mm，两帮移近量稳定在186 mm，巷道断面整体变形量在合理可控范围内，取得了良好应用效果。