深部沿空掘巷窄煤柱宽度留设及围岩控制技术研究

张建中

（冀中能源股份有限公司 邢东矿，河北 邢台 054000）

0 引 言

煤炭作为一种不可再生的资源，是人类消耗能源中的重要组成部分，因此通过合理开采提高煤炭的回采率，对我国煤炭资源稳定、长久的使用具有重要意义。工作面窄煤柱沿空掘巷因其具有煤炭资源回收率高的优点，在我国应用广泛，对于窄煤柱沿空掘巷，我国学者从煤柱留设宽度和围岩控制技术方面进行了大量的研究，取得了一系列的成果。在窄煤柱留设方面，柏建彪等[1]提出窄煤柱与顶板控制都非常重要，高强度锚杆支护的窄煤柱是沿空掘巷围岩的一个重要承载结构；李磊等[2]针对华晟荣煤矿3104 工作面工况提出综放沿空掘巷围岩控制技术，并成功应用于工程实践；张科学等[3]得出大煤柱内沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，并深度分析了本区段工作面回采对窄煤柱和宽煤柱围岩应力分布规律的影响。在围岩控制技术方面，柏建彪等[5]分析总结维护综放工作面沿空掘进巷道稳定的关键因素，并采用高强锚杆支护有效地保持综放沿空掘进巷道的稳定；康红普[6]指出基于煤岩体地质力学测试、以锚固与注浆为核心的支护加固技术，是有效、经济的深部巷道围岩控制技术；袁亮等[7]提出了深部围岩分级方法，并对不同分级的围岩采取相应的支护措施，实施分步联合支护的技术方案。

综上所述，前人针对多种条件的沿空掘巷技术进行了大量研究，取得了丰厚的成果，但适用于邢东矿地质条件下的深部沿空掘巷窄煤柱宽度留设研究较少。因此，本文以邢东矿井11214 工作面运输巷为工程背景，采用理论分析和现场监测相结合的方式，研究了深部沿空掘巷窄煤柱宽度留设，并提出相对应的围岩控制技术，为类似生产地质条件下的沿空掘巷提供了借鉴。

1 概 况

邢东煤矿2 号煤层结构简单，赋存稳定，厚度变化较小，为全区稳定可采煤层。11214 工作面是-760 水平1100 采区第13 个工作面，平均煤厚4.5 m，工作面标高-720—-970 m，工作面地面标高为+53.8—+59.3 m，运输巷的埋深为1 030 m，属于深部矿井。11214 工作面布置如图1 所示，工作面运输巷顶底板岩层柱状图如图2 所示。

图1 巷道布置Fig.1 Roadway layout

图2 岩层柱状图Fig.2 Rock stratum histogram

2 窄煤柱宽度留设理论计算

合理的煤柱宽度不仅要实现沿空巷道与邻近工作面采空区保持一定安全距离，并且还需要拥有一定强度来承担上覆岩层的载荷，因此深部沿空掘巷窄煤柱留设的最佳宽度应确保窄沿空巷道位于围岩应力降低区内，以及确保窄煤柱的自稳能力及完整性，减小巷道围岩变形。

2.1 基本顶破断线位置与煤柱宽度关系

当上区段工作面回采导致上覆岩层基本顶发生破断后，端头区域形成关键三角板块结构，岩块A、B 之间及岩块B、C 之间相互咬合形成稳定铰接，实体煤上方支承压力以关键块B 的断裂位置为界，划分成2 个应力区域，即低应力区域的“内应力场”，宽度为S1，以及高应力区域的“外应力场”[8-11]，宽度为S2，如图3 所示。

图3 基本顶断裂位置与内外应力场Fig.3 Basic roof fracture location and distribution of internal and external stress field

为确保窄煤柱的完整性以及承载能力，保证安全生产的前提下，“内应力场”宽度与窄煤柱、巷道宽度之间应满足式（1）。

其中，内应力场范围关系式为[12]:

式中：L1为掘巷宽度，5 m；L2为窄煤柱宽度，m；γ 为岩层基本顶容重，2.4×104N/m3；y 为煤体的压缩量，0.9 m；M 为基本顶厚度5 m；a 为工作面走向长度，554 m；L 为初次来压步距，40 m；G为顶板破断线附近煤体刚度，1.2×109Pa。

经计算S1=14.77 m，因为巷道宽度L1=5 m，由式（1） 计算留设煤柱L2的最大宽度为9.77 m。

2.2 极限平衡区与煤柱宽度关系

窄煤柱宽度不能过小，否则，在窄煤柱受采动影响时会破坏严重，不利于锚杆索的锚固支护。因此要保证沿空巷道的稳定性，留设煤柱的内部要有相对完整并且较为稳定的承载区域，使帮锚杆能锚固在相对稳定的岩层中。因此，由护巷煤柱极限平衡理论可知，煤柱宽度还应满足式（3）。

式中：L2为窄煤柱宽度，m；x1为煤柱破坏范围，m；x2为煤柱中锚杆有效长度，2.3 m；x3为煤柱稳定系数，为0.2（x1+x2），m。

x1的表达式为[13]：

式中：m 为煤层平均厚度，4.5 m；λ 为侧压系数，λ=μ/(1-μ)；μ 为泊松比，取0.2；k 为应力集中系数，取1.8；γ 为岩层平均容重，取0.024 MN/m3；H 为巷道埋深，取1 030 m；C 为煤层界面的黏聚力，1.2 MPa；P 为对煤帮的支护阻力，取0.2 MPa；α 为煤层界面的内摩擦角，取25°。

经计算x1=3.09 m，代入式（3），则窄煤柱宽度L2最小值为6.47 m。因此，由上文计算得所留设的窄煤柱合理宽度范围为6.47~9.77 m。

2.3 窄煤柱合理宽度的确定

综合应用内外应力场及极限平衡区理论，得出窄煤柱合理宽度为6.47~9.77 m。考虑工程类比情况，同类型巷道所留设窄煤柱宽度为8 m 时，顶底板以及两帮的移近量较小，支护效果较好，确定深部沿空掘巷窄煤柱宽度留设的合理尺寸为8 m。

3 深部沿空掘巷围岩破坏机理分析与控制

3.1 深部沿空巷道变形破坏机理分析

随着开采深度的不断增加，地应力增大，煤岩所面临的应力条件更加复杂，极易导致巷道的较大破坏。留小煤柱沿空掘巷的方式使小煤柱不仅受原岩应力场影响，还受巷道掘进、上区段工作面回采以及该工作面回采影响，巷道承受三次采掘破坏。基本顶的断裂回转会对煤柱产生剧烈的影响，煤体破坏严重，裂隙急剧发育。此外，上区段2223 工作面煤层厚度在4.5 m 左右，采用一次采全高采煤方法，完全垮落法处理采空区，开采必定导致上区段覆岩剧烈运动，从而弱化煤体结构，导致煤柱节理裂隙进一步发育，在煤岩体中形成较大范围的破碎区，在此条件下掘进巷道，煤柱将遭受巨大变形压力，极易整体性向内挤出变形，甚至出现大面积垮塌，导致煤柱完全破碎失去已有承载能力，使得11214 工作面沿空巷道的稳定性降低。

综上，掘进11214 工作面运输巷（宽5 m、高3.5 m） 期间可能会出现巷道围岩应力急剧增加以及巷道围岩变形量急剧增大的现象，更易导致矿压显现。针对这种情况，要想保证巷道的安全可靠，就要针对其破坏机理采取支护措施以维护围岩的稳定性。

3.2 沿空巷道控制对策

基于上述分析，针对深部沿空掘巷，提出“巷帮全螺纹锚杆支护+ 顶板螺纹钢超强锚杆支护+冷拔丝金属网配合菱形金属网的双网护巷+钢绞线锚索补强支护”的围岩综合化控制技术。

首先对两帮和顶板围岩及时实施高强度主动支护，抑制巷道围岩早期变形，并且顶角及底角锚杆偏移15°以控制关键承载部位的剪切破坏。最后进行高强预应力锚索补强支护，使两帮和顶板深部岩层、中部岩层、浅部岩层都得到有效锚固。

3.3 围岩控制技术与参数

顶板支护采用φ22 mm×2 400 mm 螺纹钢超强锚杆，间排距800 mm×800 mm，配合穹形钢托盘、φ12 mm 钢筋梁及菱形金属网；顶板采用φ21.8 mm×8 500 mm19 股钢绞线锚索加强支护，间排距1 600 mm×1 400 mm，配合2 600×14 槽钢、木垫板、钢托盘等，五花眼布置。

两帮支护采用φ20 mm×2 400 mm 全螺纹锚杆，间排距800 mm×800 mm，配合使用穹形钢托盘、φ12mm 钢筋梁及菱形金属网；两帮距顶板1.5 m 处打设锚索加强支护，间距1 600 mm，锚索采用φ15.24 mm×4 500 mm7 股钢绞线锚索，配合200 mm×200 mm 钢托盘和φ12 mm 钢筋梁连锁。支护方案如图4 所示。

图4 巷道支护图Fig.4 Roadway support

3.4 工程实践与支护效果监测

为观测支护效果，在沿空巷道试验段中布置测点，主要对顶底板和两帮变形进行观察检测，使用十字法进行测量，在沿空掘巷煤柱、实体煤帮以及顶底板中分别固定一个锚杆钉，主要用来测量两帮和顶底板形变量，最后通过整体分析反映巷道周围岩体的变形情况，如图5 所示。

图5 巷道围岩变形量曲线Fig.5 Deformation curve of roadway surrounding rock

监测结果显示，在巷道掘出后，其周围岩体形变量不断加大，在35 d 后趋于稳定。稳定时顶底板、煤柱帮及实体煤帮最大变形量分别为67、57、64、62 mm，变形程度处于合理范围内，巷道周围岩体的控制效果良好，能够达到安全生产要求。

4 结 论

（1） 由内外应力场及极限平衡区理论得到窄煤柱尺寸为6.47~9.77 m。考虑工程类比情况，最终确定深部沿空掘巷窄煤柱宽度留设的合理尺寸为8 m。

（2） 揭示沿空巷道变形破坏机理，确定了针对性的围岩控制对策，提出符合深部沿空掘巷围岩特征的“巷帮全螺纹锚杆支护+顶板螺纹钢超强锚杆支护+冷拔丝金属网配合菱形金属网双网护巷+钢绞线锚索补强支护”的联合支护技术。

（3） 采用8 m 窄煤柱宽度及“巷帮全螺纹锚杆支护+顶板螺纹钢超强锚杆支护+冷拔丝金属网配合菱形金属网的双网护巷+钢绞线锚索补强支护”联合支护技术方案，在支护完成约35 d 后，巷道围岩表面变形趋于稳定，顶板围岩表面变形量最大，约为67 mm，实现了对深部沿空掘巷围岩的有效控制。