厚煤层综采工作面沿空掘巷合理煤柱宽度及围岩控制技术研究

马富君

（潞安集团蒲县伊田煤业有限公司，山西 蒲县 041200）

1 工程概况

山西潞安集团伊田煤业有限公司2202 工作面位于11#煤层22 采区，2202 工作面北侧为11#煤东翼带式输送机大巷，西侧为2105 工作面采空区，东侧为实体煤，南侧为井田边界保护煤柱。工作面主采9+10+11#煤层，煤层均厚为5.17m。煤层直接顶为K2 石灰岩，均厚10.58m；直接底为灰色泥岩及砂质泥岩，均厚为2.98m；基本底为砂岩，均厚3m。

2202 工作面回风巷西侧为2105 工作面采空区，巷道长度为1138m，断面形状为矩形，宽×高=4.0m×3.2m，采用锚网索进行支护。现为有效提高煤炭采出率，在保障回风巷围岩稳定的前提下，尽量缩小护巷煤柱的宽度，特进行沿空掘巷煤柱合理宽度及稳定性的研究分析。

2 沿空掘巷窄煤柱宽度分析

2.1 煤柱宽度理论分析

煤柱留设宽度一直是巷道围岩稳定性研究的关键影响因素，煤柱留设宽度不合理不仅会影响巷道围岩应力分布状态及范围，还可能造成巷道围岩变形量增大等问题。沿空掘巷沿邻近采空区边缘进行掘进，其窄煤柱受到毗邻工作面采动影响，此时煤柱两侧浅部围岩会发生塑性变形及破坏[1-2]。随着煤柱宽度的减小，煤柱内的应力集中程度得到减弱，但煤柱宽度又不应太小。如果煤柱宽度低于某个值时，煤柱将会发生蠕变变形破坏，导致煤柱帮锚杆不能锚固在稳定岩层中。

为有效分析沿空掘巷护巷煤柱的宽度，采用极限平衡理论[3-5]。该理论基于煤柱的塑性破坏深度、锚杆的长度，同时考虑到一定的安全系数，进行护巷煤柱宽度的分析。其具体原理如图1 所示。

图1 沿空掘巷煤柱合理理论计算示意图

沿空掘巷窄煤柱最小合理宽度可由以下公式计算：

式中：

B-煤柱最小合理宽度留设范围，m；

x1-煤柱位于相邻采空区侧的破碎区长度，m；

x2-锚杆的有效长度，m；

x3-安全系数，缓倾斜煤层按（0.25 ～0.35）（x1+x2）；

M-煤层厚度，m；

λ-侧压系数；

φ0-煤层内摩擦角，°；

C0-煤层内聚力大小，MPa；

K-应力集中系数；

γ-煤岩层平均容重，一般取 25kN/m³；

H-巷道平均埋深，m；

P1-支护体对煤帮的支护阻力。

根据伊田煤业11#煤层岩石力学参数及2202 工作面参数取M=5.17m，λ=0.75，K=2，γ=25kN/m³，H=300m，φ0=15°，p1=0，C0=3MPa，x2=2.0m。基于上述数据能够计算出x1=6.2m，则沿空掘巷合理的护巷煤柱宽度B=10.25 ～11.07m。

2.2 数值模拟分析

在2202 工作面回风巷沿空掘巷护巷煤柱宽度理论计算结果的基础上，根据 20109 工作面回风巷围岩物理力学性质参数及矿井地质资料，建立 FLAC3D数值计算模型。模型尺寸设为 150m×120m×50m，对模型底面进行固定，并限制其侧面在水平方向的运动，模型顶面施加工作面覆岩载荷 7.5MPa，水平侧压系数取 1。

（1）垂直应力分布

在进行不同煤柱宽度垂直应力分布分析时，分别留设6m、 8m、 10m、 12m 煤柱。根据数值模拟结果，得出不同煤柱留设宽度时，窄煤柱围岩垂直应力分布规律如图 2 所示。

分析图2 可知，当煤柱宽度为6m 时，巷道顶底板应力水平较低，应力集中程度低；当煤柱宽度为 8～12m 时，巷道顶底板围岩应力显著增大，且形成的应力等值线圈随着煤柱宽度的增大呈现迥异的分布特征；煤柱宽度大于 8m 时，其内部应力水平较高，该煤柱内部的应力集中系数大于实体煤帮，此时的煤柱对顶板结构的稳定性具有重要的意义。

（2）围岩位移量

在进行不同煤柱宽度沿空巷道围岩变形量的分析时，分别留设3m、4m、5m、6m、8m、10m、12m 煤柱，根据数值模拟结果能够得出如图3 所示结果。

图3 不同煤柱宽度下围岩位移量曲线

分析图3可知，当煤柱宽度由 3m 增加到 6m 时，巷道顶板下沉量由 127.4mm 逐渐减小至 89.7mm，减小幅度 42.3%。当煤柱宽度在6～12m 范围内时，煤柱宽度大于 6m 后，顶板下沉量增加幅度明显放缓且逐渐趋于稳定，巷道底鼓量变化不是特别明显，窄煤柱帮变形量随着煤柱宽度的增加，呈现出先急剧增大—迅速减小—缓慢增长—趋于稳定的趋势，实体煤帮变形量的主要变化趋势是：当煤柱宽度超过 8m 时，有缓慢增长的趋势。

综合上述理论分析与数值模拟分析结果，结合2202 工作面的具体地质条件，最终确定2202 工作面回风巷沿空掘巷的护巷煤柱宽度为10.5m。

3 窄煤柱围岩控制技术

3.1 支护方案设计

根据2202 工作面回风顺槽的地质条件，结合数值模拟结果进行巷道支护方案的设计,巷道永久支护形式采用锚网索支护。具体支护方案如下：

（1）巷道顶板。锚杆采用Φ20×2400mm 左旋无纵肋螺纹钢锚杆，每孔采用两支锚固剂，1 支MSK2335 药卷，1 支MSZ2360 药卷。锚杆锚预紧力300Nm，采用150×150×10mm 金属托盘。顶锚杆5 根，间排距为900×1000mm，顶角锚杆与顶部75°打设。

锚 索 采 用 规 格 为Φ18.9×7300mm 的1×7钢绞线，锚固方式：每孔采用2 支MSZ2360 药卷、1 支MSK2335 药 卷，预 应 力200kN，采 用300×300×16mm 高强度可调心托盘，每排一根，排距3000mm。

（2）煤柱帮支护。锚杆采用Φ20×2000mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆，每孔采用两支锚固剂，1支MSK2335 药卷，1 支MSZ2360 药卷，锚杆锚预紧力300Nm，采用150×150×10mm 金属托盘。帮锚杆4 根，间排距为900×1000mm，顶底角锚杆与帮部75°打设。

（3）回采帮支护。锚杆采用Φ20×2000mm玻璃钢锚杆，每孔采用两支锚固剂，1 支MSK2335药卷，1 支MSZ2360 药卷。锚杆锚预紧力50Nm，每排4 根，间排距为800×1000mm，顶底角锚杆与帮部75°打设。

网片规格：铺设10#铁丝经纬网，顶网片规格5000×1000mm，网片搭接长度为100mm，采用16#铅丝联结，钢筋托梁采用Φ14mm 钢筋单筋焊接而成。具体支护方案如图4 所示。

3.2 效果分析

为有效分析2202 工作面回风巷在10.5m 护巷煤柱宽度和现有支护方案的围岩控制效果，在沿空掘巷期间，进行巷道围岩的表面位移量监测。根据监测结果得出沿空掘巷后围岩变形量曲线图5。

图4 2202 工作面回风巷支护断面图

图5 沿空掘巷后围岩变形量曲线图

分析图5 可知，巷道掘出后，随着时间的增长，巷道顶底板及两帮移近量出现逐渐增大的趋势。顶底板及两帮的变形量主要发生在巷道掘出后的15d内，该期间内顶底板移近量的变形速率为2.67mm/d，两帮移近量的变形速率为6.67mm/d。当巷道掘出15d 后，巷道围岩的变形量增长很小，仅在很小的范围内变动，这即表明此时巷道围岩基本达到稳定状态。最终顶底板的最大移近量为82mm，两帮的最大移近量为144mm。

4 结论

根据2202 工作面回风巷的地质条件，通过沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的理论分析与数值模拟分析，确定煤柱宽度为10.5m，并对该护巷煤柱宽度下的支护方案进行具体设计。通过巷道掘出后的巷道表面位移监测得出，顶底板及两帮最大移近量分别为82mm 和144mm，保障了巷道围岩的稳定，有效提高了煤炭采出率。