高占龍

（陽泉煤業(yè)（集團(tuán)）有限責(zé)任公司一礦，山西 陽泉 045008）

基于工作面的沿空巷道小煤柱留設(shè)研究甚少，工作面沿空巷道掘進(jìn)時(shí)，沿空側(cè)的煤體在采空區(qū)側(cè)向支承壓力的作用下，煤體變得破碎，支護(hù)難度加大，在實(shí)際工程中易出現(xiàn)前掘后壞、前掘后修的情況，掘進(jìn)面常常停滯不前，對施工進(jìn)度及巷道安全帶來極大影響。本文針對山西陽煤一礦81303工作面沿空巷道煤柱留設(shè)問題，綜合理論分析、數(shù)值模擬及工程實(shí)踐詳細(xì)分析了不同煤柱寬度下煤柱受破壞情況及煤柱留設(shè)后的支護(hù)改善措施，具有工程實(shí)踐價(jià)值。

1 工程背景

陽煤一礦81303工作面回采15#煤，可采走向長度1575m，傾斜長度為206m。煤層賦存穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)復(fù)雜，埋深449～608m，煤層傾角1～13°，平均3°，煤層總厚度最大7.70m，最小6.60m，平均6.98m，煤層節(jié)理發(fā)育。工作面采用走向長壁后退式綜合機(jī)械化放頂煤一次采全高采煤方法。本工作面位于礦區(qū)北翼十三采區(qū)南部，共布置四條巷道：進(jìn)風(fēng)巷、回風(fēng)巷、低位抽采巷、走向高抽巷。沿空巷小煤柱留設(shè)位置關(guān)系見圖1，其中進(jìn)風(fēng)巷沿15#煤層底板掘進(jìn)，斷面為矩形，凈高3.7m，凈寬5.2m，斷面積19.24m2。頂板采用錨桿+錨索+金屬網(wǎng)+鋼帶聯(lián)合支護(hù)，每隔一排布置3根錨索，分別布置在鋼帶的2、4、6眼內(nèi)，其他眼位布置錨桿。頂錨桿使用Φ20×2000mm的圓鋼錨桿，錨索使用Ф17.8×5200mm的錨索。兩幫采用錨桿+金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，排距900mm，每幫每排布置4根錨桿，間距為400/950/950/950/550mm?；仫L(fēng)巷沿煤層頂板掘進(jìn)，斷面為矩形，凈高3.7m，凈寬5.0m，斷面積18.50m2，支護(hù)方式與進(jìn)風(fēng)巷相同。頂板破碎時(shí)采用“單體錨桿+單體錨索+金屬網(wǎng)”聯(lián)合支護(hù)，排距800mm，間距960mm，每排布置三根錨索，從左往右布置在2、4、6眼位。錨桿和錨索托梁均使用400mm長的14#槽鋼+200×95×12mm墊片，槽鋼橫向布置。

據(jù)13采區(qū)工作面巷道布置的特點(diǎn)以及采區(qū)賦存煤層的物理特性，在安全生產(chǎn)、圍巖穩(wěn)定的前提下為提高采出率、降低煤炭資源浪費(fèi)，需盡可能地減小沿空巷道保護(hù)煤柱的寬度。

圖1 小煤柱留設(shè)位置關(guān)系圖

2 小煤柱護(hù)巷數(shù)值模擬分析

2.1 掘巷位置選擇

煤層開采導(dǎo)致原巖應(yīng)力重新分布，小煤柱留設(shè)位置處于固定支撐壓力降低區(qū)，避開了支撐應(yīng)力增高區(qū)域，對于沿空巷道的維護(hù)相對容易；且將采空區(qū)與巷道以合理距離隔離開來，在遠(yuǎn)離原巖應(yīng)力區(qū)以減少煤炭資源浪費(fèi)的同時(shí)避免采空區(qū)內(nèi)積水或者瓦斯等不利因素進(jìn)入巷道。

2.2 數(shù)值模擬分析

以81303工作面巷道布置實(shí)際情況1:1建立模型，上覆巖層壓力由12.5MPa的均布載荷替代，取煤柱體縱向截面上的3個(gè)點(diǎn)為測點(diǎn)（如圖2），因煤柱受回采擾動(dòng)影響，故模擬工作面推進(jìn)到測點(diǎn)附近時(shí)煤柱的破壞情況，分別模擬煤柱寬度為6m、8m、10m、12m時(shí)，各測點(diǎn)隨煤柱寬度水平和豎直方向位移變化（如圖3）。

圖2 小煤柱測點(diǎn)布置截面圖

由圖3可知，1#點(diǎn)是小煤柱靠近采空區(qū)的測點(diǎn)，此處的水平和豎直方向位移變化較為明顯，均隨煤柱寬度增加而減小且值較大；煤柱寬8m時(shí)，此測點(diǎn)水平位移比6m時(shí)降低37.5%，豎直位移比6m時(shí)降低36.5%。由此表明靠采空區(qū)一側(cè)煤柱工作面推進(jìn)后受剪切和拉壓力明顯增大，煤體向采空區(qū)一側(cè)垮落，但煤柱寬8m時(shí)有效降低了其垮落程度且保證位移變化量在合理范圍內(nèi)。

圖3 小煤柱各測點(diǎn)隨煤柱寬度位移變化曲線

2#點(diǎn)是煤柱中心點(diǎn)，此點(diǎn)處位移變化同樣隨煤柱寬度增加而減小，煤柱8m是位移曲線的拐點(diǎn)，說明煤柱留設(shè)寬度8m時(shí)，對位移變化影響明顯且8m時(shí)位移量在合理范圍內(nèi)，8m以上時(shí)對其影響較小。

3#點(diǎn)是靠近巷道的測點(diǎn)，在水平方向上位移隨煤寬而增加但變化不太明顯。豎直方向上位移逐漸減小且值較小，這是由于右側(cè)沿空巷道的支護(hù)結(jié)構(gòu)護(hù)幫造成的，8m時(shí)仍為曲線拐點(diǎn)，說明煤柱寬8m時(shí)對煤柱體右側(cè)位移變化有效限制。

綜上所述，小煤柱留設(shè)寬度為8m時(shí)，煤柱受破壞程度得到有效抑制，且能保證沿空巷道穩(wěn)定與工作面安全生產(chǎn)，同時(shí)相比本來的留設(shè)寬度可以有效降低煤炭資源損失，提高回采率。

3 工程應(yīng)用分析

為確保安全，在礦井實(shí)際施工時(shí)留設(shè)小煤柱寬度為9m，對沿空巷道圍巖變形量進(jìn)行監(jiān)測。83103工作面回采期間，布置三個(gè)測點(diǎn)分別在工作面靠前30m、60m、90m，工作面每日循壞進(jìn)度為3.2m。進(jìn)風(fēng)順槽圍巖變形量觀測結(jié)果如圖4所示，（a）為頂板累積下沉量隨工作面推進(jìn)變化曲線，（b）為兩幫累積收斂量變化曲線。

圖4 進(jìn)風(fēng)順槽圍巖變形觀測曲線

由圖4可知，布置的三個(gè)測點(diǎn)處巷道圍巖變形量（頂板下沉、兩幫收斂）均隨工作面推進(jìn)而增加，但由于監(jiān)測初期工作面距測點(diǎn)較遠(yuǎn)，故起初變形量變化較為緩慢。當(dāng)工作面靠近測點(diǎn)時(shí)變形量增加趨勢明顯，且工作面通過測點(diǎn)后測點(diǎn)處于采空區(qū)域，此時(shí)巷道承載壓力急劇加大，圍巖變形量隨之明顯增加。從整個(gè)監(jiān)測過程來看，無論是頂板還是兩幫位移變化，在監(jiān)測后期都有趨于穩(wěn)定的狀態(tài)。監(jiān)測過程中頂板累積下沉量為414mm，兩幫累積收斂量為260mm，巷道圍巖并沒有出現(xiàn)明顯的片幫現(xiàn)象，整體較為穩(wěn)定，因此小煤柱留設(shè)寬度為9m時(shí)能夠滿足回采工作面安全生產(chǎn)且有效提高了資源回采率。

4 支護(hù)優(yōu)化

在沿空巷81303掘進(jìn)過程中，由于左側(cè)81302采空區(qū)還未完全壓實(shí)，導(dǎo)致巷道變形速度加快，變形量加大，巷道靠近采空區(qū)一側(cè)的幫部收縮明顯。

針對以上變形特征，在巷道后期掘進(jìn)中提出了以下優(yōu)化措施，優(yōu)化設(shè)計(jì)如圖5所示。

（1）對采空區(qū)側(cè)巷道幫部進(jìn)行適當(dāng)注漿，以提高幫部自身強(qiáng)度與承載能力；

（2）在巷道底角處斜向下60°補(bǔ)打錨桿，以控制底鼓與兩幫收縮；

（3）對錨索配備M5鋼帶使用，當(dāng)頂板來壓時(shí)鋼帶可產(chǎn)生塑性變形，以防止錨索因受力較大而斷裂。

（4）遇特殊構(gòu)造頂板破碎嚴(yán)重時(shí)，在巷道中心位置打點(diǎn)柱，以保證巷道穩(wěn)定。

圖5 支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)圖

采用優(yōu)化方案后，在后期掘進(jìn)時(shí)巷道圍巖控制效果明顯改善。

5 結(jié) 論

（1）小煤柱護(hù)沿空巷道時(shí)，靠采空區(qū)側(cè)煤柱體受損壞程度遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于靠巷道側(cè)，其水平方向偏移量大約為靠巷道側(cè)的1.8倍；

（2）小煤柱寬度8m時(shí)，靠巷道側(cè)煤幫中心處豎直位移比6m時(shí)降低了36.5%，水平位移比6m時(shí)降低了37.5%，煤柱破壞變形明顯改善；

（3）結(jié)合工程實(shí)際，合理煤柱留設(shè)寬度為9m，此時(shí)不僅為巷道穩(wěn)定及工作面安全生產(chǎn)提供了保障，而且有效提高了煤炭資源回采率；

（4）提出了“注漿、補(bǔ)打錨桿、加鋼帶、加點(diǎn)柱”等支護(hù)優(yōu)化方案，有效改善了81303沿空巷在掘進(jìn)時(shí)的圍巖變形問題。