永紅煤礦小煤柱沿空掘巷圍巖控制技術應用研究

裴陸慧

（山西沁和能源集團永紅煤礦，山西 沁水 048205）

隨著煤礦開采技術的迅猛發展，?。o）煤柱開采技術被廣泛應用，因無煤柱開采中采空區水、火、瓦斯問題不易解決，小煤柱開采仍是當前應用較普遍的技術[1-2]。近年來，對該技術圍巖控制機制、礦壓規律等研究已相當成熟。張百勝等[3]、別小飛等[4]分別對6 m 大采高、深埋厚煤層堅硬頂板條件下的小煤柱沿空掘巷，提出卸壓措施控制圍巖變形；基于小煤柱巷道變形嚴重的問題，張楊等[5]提出讓壓錨桿、讓壓鳥窩錨索綜合支護技術；馮延燦等[6]采用高強預應力讓壓錨桿索強力支護窄煤柱側；陳曉祥等[7]綜合研究煤柱寬度、煤體力學特性、覆巖厚度等對沿空巷道的影響程度，認為煤柱寬度大小起到決定作用；王德超等[8]基于不同煤柱寬度沿空掘巷相似模擬試驗，發現圍巖垂直應力呈現三角形向梯形變化的趨勢。

該文針對永紅煤礦3306 工作面所采煤層較軟、頂板較硬的情況，通過理論、模擬的手段，研究小煤柱巷道圍巖控制技術，以期實現礦井安全穩定生產，研究成果將為類似條件下工程實踐提供借鑒。

1 工程地質背景

永紅煤礦所采3 號煤層平均厚度4.93 m，傾角3°～6°，為自燃煤層，埋深287 m，是煤與瓦斯突出礦井。綜合柱狀如圖1。采用放頂煤開采的方法。原工作面區段煤柱寬度30 m，造成大量的煤炭浪費，巷道還因應力集中破壞嚴重、維護困難。為改變此現狀，擬在3306 工作面實施小煤柱開采，因小煤柱巷道所處應力環境較復雜，其圍巖控制較困難，因此研究小煤柱巷道圍巖控制機理具有重要意義。

圖1 地層綜合柱狀圖

2 沿空掘巷圍巖穩定性分析

2.1 沿空掘巷覆巖破斷結構

鄰近工作面回采過后，覆巖垮落狀況受其基本頂斷裂狀況影響較大，掘巷及回采前覆巖較穩定，但受回采動壓影響后覆巖穩定性較差。鄰近面回采后影響沿空掘巷覆巖斷裂形態，先是直接頂隨采隨落，基本頂則周期性破斷且反復呈現此狀態。通?；卷斒窃趥认蛎后w內出現旋轉下沉，即圖2 中關鍵塊體A、B、C 鉸接結構，此結構是否穩定受基本頂斷裂狀況、矸石壓實程度影響較大?；卷斂迓淦陂g其上方關鍵巖層也將隨之垮落。覆巖垮落穩定后，在塊體B 下方進行沿空掘巷，因此B 的穩定狀況將直接影響沿空掘巷圍巖穩定程度。

圖2 沿空掘巷覆巖結構關系

2.2 煤柱應力分析及變形破壞機理

2.2.1 沿空掘巷小煤柱應力分析

鄰近面回采后，覆巖應力重新調整，采空區側向煤體內將出現支承壓力帶，且受采空區側向壓力和掘巷擾動雙重影響后，側向煤壁一定范圍內煤巖體破壞，減弱小煤柱的承載能力。小煤柱在采空區應力降低區內，也在塑性區內，其受掘巷擾動影響后，應力狀態再次調整?？赏ㄟ^錨網索進行加強支護，對抑制煤柱變形非常有利，確保小煤柱穩定。

2.2.2 沿空掘巷小煤柱變形破壞機理

沿空巷道周圍應力環境具有明顯的不對稱性，變形也是不對稱的。煤柱受力超過極限承載力時將發生不同形態的破變，但不一定會失去承載力。煤柱是否穩定的關鍵在于受回采擾動后能否保持較高承載力。圖3 為煤柱工作狀態，煤柱壓力比極限載荷小時較穩定，巷道變形較小，即曲線①；煤柱部分破壞但壓力快速變小，煤柱屈服后憑殘余強度承受支承壓力后持續穩定，是較理想狀態，即曲線②；煤柱破壞后，若頂板載荷隨下沉變化不明顯，煤柱屈服后殘余強度無法承受殘余壓力，將持續破壞，應盡量不出現此狀態，即曲線③。

圖3 煤柱工作狀態

2.2.3 煤柱影響因素分析

1）受載荷大小影響。煤柱受影響的主因是直接頂垮落后是否填實采空區，冒落厚度超煤厚3～5倍時，動載基本沒有；反之垮落后難以填實采空區時，動載顯現非常明顯。

2）受煤柱寬高比影響。煤柱寬度Bp、高度h將對煤柱應力分布、煤柱強度有直接影響。煤柱較寬、高度較低時中部呈現三向壓縮狀態，此時煤柱抗壓強度較大。煤柱強度Sp與寬高比Bp/h的經驗公式[9]：

其中：Sc為Bp/h=1 時的強度?；谠摰V條件，h為4.93 m、Bp為7～12 m 時 式（1） 可 表 示 為。

3）受煤柱承載時間長短影響?；诿褐髯兪Х€機理，煤柱承載時間越長煤體強度越低。巷道服務較長時間時，常采用長時強度系數（取0.7～0.8）校正抗壓強度。

4）受錨網索支護強度影響。沿空巷道開挖再次打破周圍應力平衡，煤柱兩側一定范圍內出現應力松弛或部分變形，則產生低應力破壞范圍，煤柱穩定性明顯變小，需采用錨網索支護對煤柱進行加強，提高煤柱側向壓力及其強度。對寬度偏小、高度偏大的煤柱，強化效果非常明顯。

3 合理的煤柱寬度確定

沿空掘巷合理煤柱寬度的確定應著重考慮錨桿索的著力基礎與錨固效果、應力環境、圍巖變形及煤柱損失量等因素，是經理論計算、數值模擬綜合確定。

3.1 煤柱寬度理論計算

若煤柱偏小則掘巷后極易破裂，導致錨桿錨固在破碎圍巖中，引起錨固力不達標、支護效果差?；跇O限平衡理論，煤柱寬度B的經驗公式[10]：

式中：L2為煤柱幫錨桿有效長度，取2.3～2.88 m；m為鄰近采面巷高，取3.6 m；A為側壓系數，取1.2；φ0為煤體內摩擦角，取35°；C0為煤體內聚力，取0.7 MPa；K為應力集中系數，取1.5；γ為覆巖容重，取25 kN/m3；H為埋深，取287 m；P0為對煤幫的支護阻力，取0.07 MPa。

通過計算得到3306 運輸順槽煤柱寬度理論值為10.93～11.62 m。

3.2 煤柱寬度數值模擬分析

基于3306 工作面條件，利用FLAC3D軟件對煤柱寬度7～12 m 時巷道圍巖變形狀況進行模擬分析。

不同煤柱寬度時應力狀況如圖4。煤柱尺寸對巷道頂底板應力影響較小，而兩幫應力受其影響較大，且均有應力集中現象，但兩幫應力變化趨勢卻截然相反。煤柱寬度7～8 m 時煤柱側應力集中明顯且承載力小，對上覆載荷難以形成有效的支撐；寬度9～10 m 時巷道兩側應力集中有所降低，煤柱承載力增強，對覆巖穩定起到關鍵作用，能確保巷道穩定；寬度11～12 m 時巷道應力集中轉移至煤柱側，對煤柱結構造成破壞，穩定性降低，巷道較難控制。

圖4 小煤柱巷道圍巖應力分布

掘巷期間，沿空巷道幫部變形要比頂板下沉大，以兩幫變形為主且有所差異但相差不大，超過9 m后又趨于平穩；頂底板變形以頂板下沉為主，底鼓與煤柱寬度成正比關系但增幅較小，而頂板下沉隨煤柱寬度的增加而減小?；夭善陂g，受動壓影響后幫部變形與掘巷期間基本一致，煤柱寬度偏小時頂板下沉要比底鼓大，底鼓隨煤柱寬度的增加而變大，但頂板下沉反而變??；說明頂底板變形受煤柱寬度大小影響較大；寬度超9 m 時巷道變形基本趨于一致。因此煤柱寬度模擬結果為9～10 m。

3.3 合理煤柱寬度的確定

上述分析可知，沿空掘巷合理煤柱寬度的確定應充分考慮如下因素：1）鄰近采空區側煤壁一定范圍內存在破碎區，掘巷煤柱側施工錨桿索時應避開此區域，使其錨固在穩定煤體中才能達標；2）煤柱寬度直接影響巷道受側向支承壓力的程度，進而決定煤柱自承能力；3）煤柱寬度應確保錨網索支護操作可行。結合理論計算、數值模擬結果，綜合確定3306 運輸順槽的煤柱寬度為9 m。

4 小煤柱巷道圍巖控制的關鍵技術

4.1 小煤柱巷道圍巖控制基本思路

小煤柱巷道圍巖控制應充分考慮非對稱性因素，頂板破壞范圍大于2.4 m、層理節理發育且水平主應力高等情況下，需用高預應力錨索對頂幫加強支護，提出以小孔徑錨索加固、煤體注漿加固及高強護表聯合支護為主，超前支護為輔的聯合支護技術。

1）小煤柱掘巷經驗發現，由于頂錨桿長度不足，錨固區內難以控制淺部圍巖破壞；頂板煤巖體破碎后錨桿未能發揮作用；幫支護強度不足易造成幫鼓量大，甚至錨桿整體向巷內移動，造成頂板失衡。提出小孔徑錨索加固技術，抑制頂板錨固區外煤體的膨脹和離層，確保頂板不出現冒頂事故。

2）護表構件將錨桿索組成整體，使其預應力進一步擴散，巷道應力環境得以改善，達到抑制破壞的效果。因金屬網、鋼筋托梁等連接處的強度弱，提出采用高強連接件、機械連接的高強護表技術，以期解決上述問題。

3）頂板松散圍巖層厚超8 m 時，小孔徑錨索施工困難，不能確保錨固性能；圍巖破碎，裂隙發育，大幅降低煤體強度，影響錨桿錨固性能。提出對煤巖體注漿加固，確保巷道圍巖整體穩定。

4）小煤柱巷道受采空區側向壓力、超前壓力雙重影響后，工作面超前10～40 m 內將受強烈的動載影響，原支護難以抵抗。應在超前工作面一定范圍內采用單體柱棚或超前支架加強支護以抑制圍巖變形。

4.2 小煤柱巷道支護方式

3306 運輸順槽掘進期間采用錨網索注聯合支護技術：1）頂錨桿規格HRB500、Ф22 mm×2600 mm，間排距840 mm×800 mm；頂錨索規格Ф21.6 mm×8400 mm，呈4-3 布置，間排距1120 mm×800 mm，并用140 mm×3700 mm×4 mm 鋼筋托梁連接；采用長度5.0 m、寬度0.9 m 的8#鐵絲菱形網。2）幫錨桿規格HRB600、Ф20 mm×2500 mm，間排距770 mm×800 mm，距離頂幫交接間距250 mm；煤柱幫還采用Ф22 mm×4300 mm 注漿錨索進行加固，間排距770 mm×800 mm，距底板506 mm；采用規格為長度3.8 m、寬度0.9 m 的8#鐵絲菱形網。3）錨桿均采用150 mm×150 mm×8 mm 型蝶形托盤，并用W300-280 型鋼帶連接；錨索均采用300 mm×300 mm×16 mm 托盤；錨桿索孔均采用3 支MSZ2360 錨固劑。4）注漿錨索施工后距離掘進面50～60 m 時進行注漿加固，采用無機雙液注漿加固材料，水灰比0.8，注漿壓力達到5 MPa 或附近出現漏漿時即可停止注漿。巷道支護圖如圖5。

圖5 巷道支護圖（mm）

回采期間在工作面前方60 m 范圍內采用單體柱配合π 型梁進行加強支護，一梁四柱布置，單體柱間距1.5 m，棚距1.0 m。

5 工程應用效果分析

5.1 試驗結果

為掌握小煤柱巷道在掘進和回采期間的變形狀況，對其變形狀況進行觀測，觀測結果如圖6。

圖6 巷道變形曲線

由圖6 可知：1）3306 運輸順槽掘出15～20 d內，變形速率較大，隨后雖有較小變化但基本穩定。此時兩幫變形245 mm，頂底板收縮218 mm，前者變形要稍大于后者。2）回采期間，超前100～150 m內小煤柱巷道有所變形但不明顯，但超前0～20（35）m 內變形較明顯。此時兩幫變形972 mm，頂底板變形586 mm，兩幫變形明顯比頂底板變形大，以煤柱幫和底板變形為主。

5.2 經濟效益分析

3306 運輸順槽長800 m，與以往采用留30 m寬度的煤柱開采方式相比，本工作面多回收20 萬t煤炭，按現行煤價（600 元/t）計算，多回收的煤炭資源價值1.2 億元，經濟效益明顯。

6 結論

1）基于沿空掘巷覆巖破斷特征，巷道上覆關鍵塊體B 是否穩定直接影響沿空掘巷煤柱穩定程度，主要是煤柱受劇烈動載擾動影響后是否能持續保證有較高承載力。

2）分析了小煤柱沿空掘巷穩定性、煤柱受力情況，根據有限平衡理論和小煤柱經驗公式，采用FLAC3D模擬軟件對不同煤柱寬度時巷道圍巖變形及應力分布情況進行研究，得出3306 運輸順槽合理煤柱寬度為9 m。提出采用高強高預應力錨桿索對頂幫結構進行主動加強支護，以期形成強度高、整體性好的支護系統，有效抑制圍巖變形。

3）3306 工作面實施小煤柱開采技術后，掘進期間巷道變形不明顯，回采期間兩幫變形最大972 mm，頂底板移近量最大586 mm；說明掘巷期間圍巖整體穩定性好，回采期間圍巖雖有較大變形，但在可控范圍內，滿足安全生產要求。