得马矿井21904工作面窄煤柱沿空掘巷围岩控制技术研究

时间：2024-07-28

柏永生

（云南省煤炭产业集团有限公司羊场煤矿）

窄煤柱沿空掘巷是指在上区段工作面回采完毕且围岩稳定后，沿采空区边缘掘进巷道，留设窄煤柱以承受上覆岩层因采动影响所产生的压力，以提高煤炭回采率和巷道稳定性的巷道施工技术［1-3］。但煤柱宽度过小时，其承受上覆岩层压力的能力较弱，在下区段工作面回采扰动影响下易发生失稳破坏，导致巷道发生较大变形和漏风［4］；而煤柱宽度较大时，虽能确保煤柱和巷道稳定性，但会致使大量宝贵煤炭资源滞留井下，严重影响煤炭资源回采率［5］。合理的护巷煤柱留设宽度是决定沿空掘巷成功实施的关键因素之一。对此，学者专家进行了大量研究，得到了许多有益的科研成果。赵云峰［6］通过对不同煤柱宽度下巷道围岩应力及变形情况的分析，确定了沿空掘巷护巷煤柱宽度为5 m。于嘉琦［7］基于对不同宽度煤柱内应力分布及位移特征的分析，确定了18501工作面沿空掘巷煤柱合理宽度为10 m，并提出了巷道补强支护措施。

针对羊场煤矿得马矿井20 m 宽区段煤柱回采率低的问题，以21904 运输巷为研究对象，采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的研究方法，确定了沿空掘巷护巷煤柱的合理宽度，并进行了巷道支护方案设计。

1 工程概况

羊场煤矿得马矿井现开采煤层为K9 煤层，煤层厚度为1.01～2.96 m，平均为1.43 m；煤层倾角为10°～12°，平均为11°。煤层结构简单，赋存稳定，为全区可采煤层。煤层直接顶为厚3.56 m的粉砂岩，老顶为厚4.25 m 的细砂岩，直接底为厚1.42 m 的泥岩，老底为厚6.28 m的粉砂岩。受断层和村庄影响，一采区仅有21903、21904、21905 和21906 共4 块工作面具备开采条件，其中西翼21906 工作面已于2021 年4 月回采结束，目前正回采东翼21903 工作面，下部21905 采煤工作还未开始掘进。21904 运输巷沿K9 煤层底板掘进，设计长度为1 522.7 m，采用矩形断面，断面尺寸为4 500 mm×2 400 mm（宽×高）。21904 工作面与21906工作面间原设计留设20 m 宽的区段煤柱，为减少区段煤柱损失，提高煤炭回采率，决定采用留窄煤柱沿空掘巷技术施工21904运输巷。21904工作面具体布置情况如图1所示。

2 沿空掘巷煤柱合理宽度理论分析

2.1 煤柱宽度下限计算

上区段工作面的回采扰动破坏了巷道围岩的应力平衡状态，上区段工作面回采结束围岩应力重分布后进行沿空掘巷时，巷道围岩受掘巷扰动发生二次破坏，导致煤柱两侧均形成一定范围的塑性区，而煤柱稳定的最小宽度应确保其内部存在一定宽度的弹性核区。此外，锚杆支护作用有效控制了实体煤侧的塑性区。因此煤柱稳定的最小宽度应为锚杆有效支护长度（x1）、采空区侧塑性区宽度（x2）和弹性核区宽度（x3）三者之和［4］。煤柱弹塑性区及应力分布如图2所示。

由图2可知，煤柱稳定的最小宽度为［3，7］

式中，Bmin为煤柱最小宽度，m；x1为锚杆有效支护长度，取1.8 m；x2为采空区侧煤柱塑性区宽度，m；x3为弹性核区宽度，此处取0.15（x1+x2）；m为巷道高度，取2.4 m；A为侧压系数，取0.46；θ为内摩擦角，取42°；H为采深，取280 m；K为应力集中系数，取0.25；Co为K9 煤黏聚力，取1.02 MPa；Cc为顶板岩层黏聚力，取4.06 MPa；γ为顶板岩层密度，取15 t/m³；Po为工作面支架阻力，取0。

将数据带入式（1）、式（2）可得煤柱最小宽度Bmin=3.89 m。

2.2 煤柱宽度上限计算

上区段工作面回采结束采空区围岩稳定后，巷道顶板岩层活动已经结束，此时上覆岩层以断裂线为界将压力分为内外2个应力场，采空区侧悬臂梁因自重断裂而形成内应力场，外应力场由整个上覆岩层形成。受采空区影响，应力随岩层活动而逐渐向深部转移，煤层被压缩，有研究表明，内应力场的范围S为［8］

式中，a为工作面长度，m；h为基本顶厚度，m；σt为直接顶抗拉强度，MPa；G为塑性区煤体刚度，N/m；y为煤体被压缩量，m；q为基本顶上覆载荷，N/m；L为巷道设计宽度，m。

将21904 工作面相关数据带入式（3）、式（4），可得煤柱最大宽度Bmax=8.25 m。

3 沿空掘巷窄煤柱破坏特征数值模拟分析

3.1 数值计算模型

为进一步确定沿空掘巷护巷窄煤柱最佳留设宽度，以21904 运输巷为工程背景，采用FLAC3D数值模拟软件建立数值模型（图3），对煤柱留设宽度为3，4，5，6，7和8 m时煤柱内垂直应力分布及巷道变形特征进行分析。所建数值模型尺寸为300 m×420 m×50 m（长×宽×高），采用摩尔-库伦计算准则，模型四周限制水平方向位移，模型下部限制竖直方向位移，模型上边界施加5.2 MPa 的均布载荷等效上覆岩层压力，侧压系数为0.46。煤层及顶底板岩层基本物理力学参数如表1所示。

3.2 不同煤柱宽度下巷道围岩应力分布特征

图4 为留设不同煤柱宽度下巷道掘进期间煤柱内沿水平方向垂直应力分布图。由图4可知，随着煤柱宽度的增大，煤柱内垂直应力逐渐由偏载型分布过渡为对称性分布。当煤柱宽度小于5 m 时，煤柱内垂直应力呈偏载型分布特征，垂直应力峰值靠近采空区侧，这是由于煤柱宽度较小时，采空区侧煤柱边缘煤体破碎，煤柱完整性较差，其承载能力较低，不足以对上覆岩层形成有效承载；当煤柱宽度为5～8 m时，煤柱内垂直应力呈对称性分布特征，垂直应力基本出现在煤柱中间部位，表明此宽度范围内的煤柱内部具有弹性核区，且自身完整性较高，承载能力较强，能够对上覆岩层形成有效承载。

3.3 不同煤柱宽度下巷道变形特征

图5为不同煤柱宽度下巷道表面变形量。由图5可知，巷道底鼓量随煤柱宽度的增大变化较小，基本维持在30 mm 左右，这是因为21904 运输巷埋深较浅（280 m），上覆岩层压力对巷道作用较小。巷道顶板下沉量随煤柱宽度的增大呈较小趋势，煤柱宽度由3 m 增大5 m 时，巷道顶板下沉量由178.64 mm 减小至161.23 mm，缩减幅度为10.79%；而煤柱宽度由5 m 增大至8 m 时，巷道顶板下沉量由161.23 mm 减小至148.46 mm，缩减幅度为8.60%；表明随着煤柱宽度的增大，煤柱对上覆岩层的支撑作用增强。煤柱宽度小于5 m 时，煤柱边缘破碎，承载能力较弱，上覆岩层压力主要由巷道实体煤侧围岩承载，此时实体煤侧巷帮围岩应力集中，实体煤侧巷帮位移较大，而煤柱侧巷帮位移较小；随着煤柱宽度的增大，煤柱内部具有弹性核区，承载能力增强，上覆岩层压力由巷道实体煤侧围岩向煤柱转移，导致煤柱侧巷帮位移增大而实体煤侧巷帮位移逐渐减小。

综合考虑不同煤柱宽度下煤柱内垂直应力分布、巷道表面变形量和煤炭回采率，21904 运输巷在进行沿空掘巷时护巷窄煤柱的最佳宽度为5 m。

4 沿空巷道支护方案及支护效果分析

4.1 21904运输巷支护方案

基于21904 工作面实际生产地质条件，参考上区段21906 工作面回采巷道支护参数，在21904 运输巷与21906 工作面采空区间留设5 m 宽窄煤柱进行沿空掘巷时采用“锚网索”联合支护方案，具体支护参数：顶板采用ϕ18 mm×6 300 mm×7 股高强度低松弛预应力钢绞线锚索，间排距为2 000 mm×2 000 mm，每根锚索配合使用1 支CK2360 和2 支K2360 树脂锚固剂，锚索托盘采用厚15 mm、规格为200 mm×200 mm 的方形铁托盘。顶板锚杆采用ϕ22 mm×2 400 mm 螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×1 000 mm，每根顶板锚杆配合使用CK2360和K2360型树脂锚固剂各1 支，采用8 mm 厚、规格为150 mm×150 mm 的预应力铁托盘。考虑沿空掘巷时煤柱侧巷帮变形通常较实体煤侧巷帮大［5-6］，对实体煤侧巷帮采用ϕ20 mm×1 800 mm 玻璃纤维锚杆，煤柱侧巷帮采用ϕ20 mm×1 800 mm 螺纹钢锚杆，间排距均为800 mm×1 000 mm，每根帮锚杆采用1 支CK2360 树脂锚固剂，托盘均采用8 mm 厚、规格为100 mm×100 mm 的预应力铁托盘。网片均采用菱形10#铁丝网，网孔规格为50 mm×50 mm，顶板网片规格为5 000 mm×1 000 mm，巷帮网片规格为2 000 mm×1 000 mm（图6）。

4.2 21904运输巷围岩控制效果分析

为了评估21904运输巷采用留5 m宽窄煤柱沿空掘巷技术掘进期间巷道变形情况，在21904运输巷内距巷口100和150 m位置处分别布置测站，采用“十字布点法”对巷道表面变形情况进行实时监测，监测结果如图7所示。

由图7 可知，在为期30 d 的观测时间内，巷道围岩表面相对移近量随观测时间呈先快速增大后缓慢增长的变化趋势，在0～8 d 内，巷道围岩表面相对移近量呈快速增大趋势；在8～30 d 内，巷道围岩表面相对移近量呈缓慢增长趋势。表明在0～8 d时，受巷道掘进扰动影响，巷道围岩应力释放速度较快，围岩发生较大变形；而在8～30 d 时，随掘进工作面不断远离测站，巷道围岩应力释放速度逐渐降低，新的应力平衡状态逐渐形成，巷道围岩表面相对变形量增长速度逐渐降低。此外，巷道顶底板和两帮相对移近量最大值分别为28.34 和37.12 mm，即巷道顶底板和两帮移近量均被控制在40 mm以内，在设计允许范围内，表明护巷窄煤柱留设宽度为5 m时，21904 运输巷采用沿空掘巷技术施工，能够确保巷道和煤柱稳定性。