徐春虎 唐婷婷

（1.晉能控股煤業(yè)集團塔山煤礦，山西 大同 037003；2.晉能控股煤業(yè)集團白洞礦，山西 大同 037003）

厚煤層開采時，在上工作面采空區(qū)邊緣留設小煤柱掘進下工作面巷道，將巷道布置在應力降低區(qū)，通過合理的支護技術保證巷道圍巖在掘巷后和工作面回采階段圍巖可控[1]。小煤柱可以阻隔上工作面采空區(qū)的矸石、積水及有害氣體竄入到本工作面的回采巷道影響安全回采[2]；同時，留設的小煤柱具有一定的承載能力，改善巷道圍巖變形的狀況。留設的煤柱寬度需要考慮多因素的影響，選擇合理安全可靠的煤柱寬度保證工作面正常推進[3-7]。國內大量學者對小煤柱留設寬度的問題展開了研究，索永錄等人[8]通過極限強度模型對極限強度運用莫爾應力圓進行求解，建立煤柱屈服區(qū)寬度的模型，并用于工程實踐取得很好效果；姜福興等人[9]研究深井特厚煤層綜放面煤柱合理寬度，分析綜放面支承壓力分布特點，通過理論計算和現場實測相結合，確定煤柱合理寬度；鄭西貴等人[10]研究掘采全過程中留設煤柱的應力變化，通過弧形三角塊體結構模型分析不同階段巷道圍巖變形的情況，用數值模擬分析窄煤柱和實體幫應力峰值和位置，得到應力峰值與煤柱寬度關系不大；馬念杰等人[11]研究深井大采高綜放面煤柱寬度，對采空區(qū)側煤柱塑性區(qū)進行分析，對巷道側塑性區(qū)取多個斷面進行松動圈測試，最后對煤柱寬度進行理論計算。不同巷道煤柱尺寸的留設對綜采工作面回采期間巷道的穩(wěn)定有著極其重要的作用，當留設煤柱尺寸較小時，煤柱所承載的能力較弱，在上覆載荷的作用下，容易發(fā)生煤柱失穩(wěn)破壞，影響工作面正常回采作業(yè)；當留設煤柱尺寸較大時，將綜采工作面回采巷道布置在應力增高區(qū)域，巷道圍巖變形嚴重，對于綜采工作面回采期間的巷道支護和維護造成一定困難?；诖?，本文對塔山煤礦8117 綜放工作面沿空掘巷小煤柱寬度及巷道圍巖支護進行研究分析。

1 概況

8117綜放工作面所采煤層為太原組3～5層煤層，采煤工藝為走向長壁綜采放頂煤，煤層直接頂為砂質泥巖、粉砂巖，直接底為高嶺質泥巖、泥巖，煤層厚度為8.07～18.77 m，平均14.3 m，采高3.8 m，平均放煤高度為10.5 m，面長281 m，可采長度為1 064.8 m，煤層傾角平均為2°，工作面回風巷一側為8112 采空區(qū)。8117 工作面平面布置如圖1。

圖1 8117 綜放工作面布置圖

2 沿空掘巷煤柱合理寬度分析

綜放工作面回采時，當工作面機道煤壁割通支架移架后，放煤工將頂煤放下，通過放頂煤回采工藝，受采動影響，將頂板的原始圍巖應力進行重新分布，頂煤回收后采空區(qū)上覆關鍵巖層發(fā)生垮落，巖塊相互擠壓破碎，形成穩(wěn)定的砌體梁結構，工作面端頭形成三角塊。隨著采空區(qū)上覆巖層的逐步穩(wěn)定，三角塊在煤壁內部向采空區(qū)一側緩慢旋轉下沉，與煤巖體接觸、壓實，煤柱所受到的垂直載荷部分轉移至采空區(qū)，因此采空區(qū)側向支承壓力穩(wěn)定后較穩(wěn)定前有所降低，煤柱側受應力重新分布后的高應力影響，塑性區(qū)域進一步變大，側向支承壓力影響范圍也同步增加。沿工作面方向采空區(qū)側向支承壓力分布如圖2 所示。

圖2 采空區(qū)側向應力分布圖

由圖2 可知，沿空掘巷的位置，即留設煤柱寬度取決于應力降低區(qū)的范圍。根據極限平衡理論，近水平煤層采空區(qū)側極限平衡區(qū)寬度滿足公式（1）：

式中：x1為采空區(qū)側煤柱塑性區(qū)寬度；x3為錨桿有效長度，取2.0 m；x2為安全系數，取0.15（x1+x3）；M為煤層回采厚度，14.3 m；λ為側壓系數，0.25；φ0為煤層界面的內摩擦角，25°；k為應力集中系數，2.18；γ為上覆巖層容重，2.7 t /m3；H為煤層平均埋深，400 m；C0為黏聚力，0.9 MPa；Px為煤柱的側向約束力，取0。

由公式（1）與（2）計算可得x=13.7 m，即采空區(qū)所產生的應力降低區(qū)的范圍為0～13.7 m，綜采工作面巷道寬度為5 m，為充分保證相鄰工作面回采巷道位于圍巖應力降低區(qū)域，沿空掘巷寬度應小于8.7 m。

3 沿空掘巷煤柱合理寬度數值模擬

3.1 沿空掘巷模型建立

為進一步確定不同寬度的小煤柱對巷道圍巖的影響，以8117 工作面為工程地質背景建立模型進行研究。建立模型：350 m×200 m×80 m，模型總厚度60 m，煤層上方有5 層巖層，累計厚度29.9 m，約束模型的底面和四個側面，考慮巷道埋深525 m，模型Z=60 面上施加14 MPa 的載荷。根據理論和經驗，巖體的破壞主要是在剪應力下屈服或破壞，因此模型采用莫爾-庫侖屈服準則。相關8117 綜放工作面巖層力學性質參數見表1。

表1 各巖層主要力學參數

3.2 數值模擬及分析

模擬留設不同寬度煤柱下沿空巷道掘進期間煤柱力學特征及位移演化規(guī)律，分別探討當煤柱尺寸為4 m、6 m、8 m 和10 m 時，沿空掘巷后煤柱應力分布情況及塑性區(qū)的變化。從不同煤柱方案中，選取煤柱尺寸較小、巷道圍巖無應力集中及煤柱兩側圍巖變形較小的方案，進而確定巷道合理的煤柱留設寬度。不同寬度煤柱的圍巖垂直應力和塑性區(qū)分布如圖3、圖4 所示。

圖3 不同寬度煤柱的圍巖垂直應力分布圖

圖4 不同寬度煤柱的塑性區(qū)圖

1）不同寬度煤柱的巷道圍巖應力分布

由圖3 可知，當煤柱尺寸小于6 m 時，煤柱受應力集中影響較小，壓力小于原巖應力，且支承壓力范圍較??；當煤柱尺寸增加為8 m 時，應力增高區(qū)域明顯增大，巷道圍巖應力明顯增大，但最大應力值仍小于原巖應力；當煤柱尺寸超過8 m 后，巷道留設煤柱中部應力集中顯現明顯，圍巖應力及其范圍也逐步增加，已超過煤柱本身原巖應力。

2）不同寬度煤柱的巷道圍巖塑性區(qū)分布

由圖4 可知，當煤柱尺寸為4 m 時，煤柱內部塑性區(qū)域所占的比例較大；當煤柱尺寸為6 m 時，煤柱大部分處于塑性破壞狀態(tài)，但開始出現彈性區(qū)；當煤柱尺寸為8 m 和10 m 時，煤柱內部開始出現穩(wěn)定的彈性區(qū)域。因此，可推斷得知，當煤柱尺寸小于8 m 時，煤柱承受上覆巖層傳遞載荷的能力小，便于實現沿空掘巷；當煤柱尺寸大于8 m 時，煤柱承受上覆巖層傳遞載荷的能力變大，不利于回采期間綜采工作面巷道的維護，同時存在煤炭資料浪費的問題。

通過理論計算以及煤柱塑性區(qū)和煤柱垂直應力分析，最終確定8117 工作面回風巷小煤柱寬8 m，此時小煤柱以及巷道均位于應力降低區(qū)，且具有一定的承載能力，可以較好地維護巷道以及隔絕采空區(qū)內的有毒有害氣體。

4 現場應用

4.1 支護方案

根據理論分析和數值模擬結果，確定8117 綜放工作面回風巷側留設8 m 寬的區(qū)段煤柱，巷道凈寬度5000 mm，凈高度3500 mm，沿煤層底板掘進?；仫L巷道（5117 巷）采用錨桿+錨索+鋼帶+金屬網聯合支護，每兩排頂錨桿之間打一排錨索支護，錨索配套五眼W 鋼帶和高強度拱形托盤，錨桿排間距900/1800 mm×900 mm（每兩排錨桿打一排錨索），錨索排間距2700 mm×900 mm；煤墻側采用錨桿支護并搭配高強度拱形托盤，排間距900 mm×900 mm。頂板采用網眼50 mm×50 mm 的菱形金屬網，兩幫采用網眼70 mm×70 mm 的菱形金屬網，每隔100 m 用柔性高強度塑料網斷網一次。

考慮到單體柱的支護強度較低，頂板下沉破壞，支護過程存在不安全因素，且勞動強度大等問題，為了加大頂板支護面積，提高安全系數和勞動效率，回風巷超前段支護改用門式支架。超前段使用的單跨門式支架型號為MZJ2X1100/24.5/41.5 兩柱支撐式支架，單套支撐裝置由一根橫梁、兩根立柱及鏈條等組成。門式支架工作阻力為1100 kN，間距1.5 m，超前段使用30 個門式支架進行支護。超前段巷道支護形式如圖5 所示。

圖5 超前巷道段支護圖（mm）

4.2 沿空巷道表面位移觀測分析

根據礦壓觀測、頂板離層監(jiān)測資料統(tǒng)計，掘巷階段和回采階段巷道圍巖變形量如圖6 所示。

圖6 不同階段巷道圍巖變形量

由圖6 可知：巷道掘進之后，前20 d 圍巖變形強烈，隨著應力轉移，巷道圍巖趨于穩(wěn)定；30 d 之后，巷道圍巖變形變緩，巷道兩幫變形量小于180 mm，巷道頂底板變形量為50 mm。工作面回采階段，工作面超前段50 m 范圍內受采動影響，50 m范圍之后基本不受影響。在工作面前方5 m 處巷道兩幫累計變形量為164 mm，頂底板累計變形量為90 mm。礦壓監(jiān)測結果表明，留設8 m 煤柱能夠滿足正常安全生產要求。

5 結論

根據理論計算和數值模擬，8112 采空區(qū)側向應力降低區(qū)的范圍為0～13.7 m，8117 小煤柱留設的合理寬度為8 m，礦壓監(jiān)測結果表明，能夠滿足正常安全生產要求。小煤柱一方面充分利用了圍巖自身的承載能力，另一方面，煤柱尺寸的優(yōu)化，減少了煤炭資源的損失，提高了經濟效益。

8117 綜放工作面回風巷通過使用門式支架進行支護，一方面巷道支護治理效果明顯提升，另一方面，綜采工作面支護工勞動強度顯著降低，實現了超前支護的機械化遷移，更加有效地保障了綜采工作面的安全生產工作。