倾斜厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设尺寸及围岩控制技术研究

孟祥军　赵鹏翔　王绪友　林海飞　何永琛　宁廷洲　王红胜

摘要：為解决倾斜厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设合理宽度及围岩控制等难题，以新疆硫磺沟煤矿（4-5）06工作面沿空掘巷为原型，运用理论分析、数值模拟及现场监测相结合的研究方法，研究倾斜厚煤层相邻工作面回采期间围岩应力分布、变形特征及相应的控制技术。结果表明，窄煤柱应避开侧向支承压力集中区，合理的煤柱宽度应小于峰值应力所在位置，即距离采空区边缘10 m。回采期间，煤柱宽度小于4 m时，围岩整体变形相对较小，煤柱进入塑性破坏状态，但不存在稳定承载区域;煤柱大于5 m时，煤柱内存在“近零位移”区域，煤柱帮承载能力相对较强，综合考虑采空区积水、瓦斯、地质构造等影响，以及煤炭资源利用最大化，最终确定煤柱留设宽度为4～5 m。结合矿压监测结果，进一步优化试验工作面围岩支护方案，并提出在地质构造和淋水段加强支护，现场实测表明，该技术可有效控制倾斜厚煤层沿空掘巷非对称变形。

关键词：倾斜厚煤层;煤柱宽度;沿空掘巷;围岩控制

中图分类号：TD 712文献标志码：A

文章编号：1672-9315（2022）03-0413-10

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2022.0303开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

Reasonable width of narrow coal pillars and control technology of

surrounding rock of gob-side entry in inclined thick coal seam

MENG Xiangjun ZHAO Pengxiang WANG Xuyou LIN Haifei HE Yongchen NING Tingzhou WANG Hongsheng

（1.Liuhuanggou Coal Mine，Yankuang Xinjiang Mining Co.，Ltd.，Changji 831100，China;

2.College of Safety Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China）Abstract：To set a reasonable width of narrow coal pillars and control the surrounding rocks in the inclined thick coal seam driving along the gob，the gob-side entry driving in（4-5）06 face of Xinjiang Liuhuanggou Coal Mine in Xinjiang was taken as the research prototype.In this paper，the stress distribution and deformation characteristics are examined of surrounding rock during mining in adjacent working face of inclined coal seam and corresponding control technology，via theoretical analysis，numerical and field monitoring.The research results showed that the narrow coal pillar should avoid the lateral support pressure concentration area，and the reasonable coal pillar width should be less than the peak stress location，that is，10 m from the edge of the gob.During mining，when the width of the coal pillar was less than 4 m，the overall deformation of the surrounding rock was relatively small.And the coal pillar enters a plastic failure state，but there was no stable bearing area.When the coal pillar was larger than 5m，there was a “near-zero displacement” area in it，and the bearing capacity of the coal pillar was relatively strong.Considering the influence of water，gas and geological structure in the goaf and the  utilization  maximization of coal resources，the width of the coal pillar is determined to be 4～5 m.In light of  the results of pressure monitoring，the surrounding rock support scheme of the test face can be optimized，and  the support in the geological structure and the water spraying section are supposed to strengthen.Field measurements showed that the technology can effectively control the asymmetric deformation of the gob-side entry driving in inclined thick coal seam.C7FF833F-0CC6-4EB8-AF4C-BEF080E3D3C2

Key words：inclined thick coal seam;width of coal pillar;gob-side entry driving;surrounding rock control

0引言

新疆煤炭资源总体具有煤层厚、倾角大等特征，是国家能源战略发展的重点区域。目前，新疆井工煤矿大部分工作面都留设了40 m左右的区段煤柱来防止相邻采空区漏风等问题，不仅造成了资源浪费，而且导致其下伏巷道维护困难。窄煤柱沿空掘巷有效缓解了因煤柱引起的顶板下沉，煤帮变形破坏等安全问题[1-3]。

近年来，学者们针对煤柱合理留设宽度、应力分布及变形破坏特征进行了大量研究[4-7]，张科学等针对矿井实际情况采用数值计算、理论分析等方法确定了煤柱留设宽度，进一步分析了工作面回采对窄煤柱围岩应力变化规律的影响，提高了煤炭资源回收率[8-9]。王震等以淮南煤矿为试验原型，采用数值模拟等方法，模拟了掘进期间不同宽度窄煤柱应力、塑性区以及巷道变形量的分布规律，并确定适用于该矿的煤柱宽度，为同类型矿井提供一定参考[10]。王红胜等研究了基本顶断裂结构形式，建立沿空掘巷围岩结构力学模型，分析了基本顶断裂结构对窄煤柱稳定性的影响规律[11]。李尧等通过理论计算获得了最小煤柱宽度，利用数值模拟研究了不同条件下围岩稳定性及煤柱承载能力，结合现场分析结果，验证了煤柱留设宽度的合理性[12]。以上研究表明，煤柱合理留设宽度能够提高矿井煤炭资源的回收，针对窄煤柱护巷的研究方法，制定相应的围岩控制技术方案，能够进一步保障煤矿及作业人员的生命财产安全[13-15]。对此，王猛、殷帅锋等将理论分析与井下试验相结合，分析了顶板的非对称变形破坏特征[16-17]。周钢等研究了沿空巷道在掘进及回采阶段的受力及变形演化机理，提出了沿空掘巷非对称支护方法，有效减少了巷道两帮及顶底板变形量，达到了良好的支护效果[18]。孙福玉、ZHA、徐青云等通过现场实测、理论分析及数值计算等方法，研究了综放工作面煤巷窄煤柱破坏失穩等灾变问题，有效控制了巷道围岩变形[19-21]。

目前，适用于新疆矿区倾斜厚煤层窄煤柱护巷的技术研究相对较少。文中以新疆硫磺沟煤矿（4-5）06工作面为试验原型，通过建立倾斜厚煤层沿空窄煤柱力学模型，结合数值模拟方法确定了试验工作面沿空掘巷窄煤柱的留设宽度并研究了相应的围岩控制技术，为改善新疆矿区煤柱传统留设尺寸及巷道维护技术提供一定参考。

1工程概况

试验工作面位于新疆昌吉市硫磺沟煤矿主采4-5煤层，厚度5.5～6.8 m，平均厚度6.15 m，工作面煤层倾角24°～30°。4-5煤层比重和硬度中等，性脆，节理裂隙比较发育，断口以参差状断口为主，贝壳状和阶梯状断口次之，结构多呈条带状结构。试验工作面倾向长度为180 m，走向长度为1 850 m，采取一次采全高后退式回采方法，4-5号煤层顶底板岩性参数见表1。

2倾斜厚煤层沿空窄煤柱力学模型

（4-5）04工作面回采后，垂直支承压力在煤体中的传播如图1所示，传统的应力峰值研究认为，侧向支承压力峰值大小为KγHcosα。L为采空区侧煤柱内支承压力峰值至采空侧煤壁的水平距离，在塑性区内垂直压力为σ_z1，范围为x₀;弹性区范围为x₁，在弹性区内垂直压力为σ_z2，K为应力集中系数，γH为原岩应力，α为煤层倾角。

根据试验工作面实际情况，假设①煤体视为均质连续体;②取整个处于极限强度范围内煤体作为研究对象，研究在平面应变情况下进行;③煤体受剪切而发生破坏，破坏满足莫尔-库仑准则[22]。

因为岩体强度大于煤体强度，因此在上覆岩层的重力作用下，煤层变形量大于岩层变形量。故相对于岩层，煤层存在一向外侧运动的趋势。且受上覆岩层的重力影响，煤体发生剪切破坏。因此其满足平面问题微分方程

通过现场测试可知，煤层厚度为6.15 m，煤层埋深为557 m，根据式（3）得水平应力系数A为12，煤层倾角α为24°，煤层与顶底板岩体接触面内摩擦角φ取较软煤层的一半为12°，剪切应力τzx，煤体与顶底板滑移面上的正应力为σy，上工作面回采巷道支护强度为Px。内聚力取小于煤体为6.0 MPa，侧向支承压力集中系数K为2.5，上覆岩层平均容重为20 kN/m³，巷道埋深H为490 m，上工作面的支护阻力为0.3 MPa，计算得出L为10 m，即（4-5）04工作面侧向支承压力峰值距离采空区边缘10 m，因此，为避开支承压力峰值区的影响，沿空掘巷时合理的煤柱宽度不应大于10 m，同时因（4-5）04工作面回采时，下工作面煤壁有一定片帮，另外为了阻挡矸石和防漏风的需要，煤柱宽度不应小于3 m[24]。因此，合理的煤柱宽度应在3～10 m范围内取值。

3窄煤柱尺寸数值模拟分析

3.1数值模拟方案设计

根据4-5号煤层顶底板岩层参数，采用FLAC3D大型有限差分法软件建立开挖模型，如图2所示。

计算模型的范围为170 m×40 m×156 m（X×Y×Z），共分有201 924个单元，404 656个节点。该模型侧面限制水平移动，底部固定，模型上表面为应力边界，施加10 MPa的压力以模拟上覆岩层的自身重力。水平方向的侧应力系数为1.2，荷载大小为12 MPa，材料符合Mohr-Coulomb模型。

根据上述研究可知，（4-5）04工作面回采后在侧向形成支承压力影响区，应力峰值为据采空区边缘10 m，合理的煤柱取值范围为3～10 m，设计计算8个煤柱方案（3，4，5，6，7，8，9，10 m），数值计算时，巷道为无支护状态。

3.2窄煤柱应力及变形特征分析C7FF833F-0CC6-4EB8-AF4C-BEF080E3D3C2

3.2.1回采期间应力分布特征

（4-5）04工作面回采期间不同煤柱条件下煤柱内垂直应力场分布情况如图3所示，取巷道两帮15 m，顶底板10 m范围内围岩应力场为研究对象。

（4-5）04工作面回采后，采空区边缘煤体在侧向支承压力作用下，损伤比较严重，承载能力较低。因此，（4-5）06工作面轨道顺槽开挖后，在煤柱小于4 m时，煤柱内垂直应力均小于原岩应力，煤柱完全进入塑性破坏，如图3所示，在煤柱宽度为4 m时，煤柱内出现较小范围的稳定承载区，煤柱的稳定性得到加强，随着煤柱宽度的继续增大，煤柱内稳定区域不断扩展，煤柱的承载能力也不断得到加强，实体煤帮应力集中范围也不断减小，两帮逐渐实现均匀承载。不同煤柱宽度条件下，沿空掘巷两帮围岩应力向顶底板转移，从而造成巷道顶底板应力集中;随着煤柱宽度的增加，煤柱内垂直应力由对称型逐渐变为偏载型，即垂直应力向邻近采空区方向偏移。

为具体了解煤柱内垂直应力分布特征，在煤柱帮中线沿倾斜方向设置一条测线，煤柱帮内各点垂直应力分布如图4所示。

可以看出：煤柱宽度为3 m时，煤柱内垂直应力均低于原岩应力，煤柱承载能力较差;煤柱宽度为4～5 m时，煤柱内存在有效的承载区域，煤柱垂直应力基本对称分布于煤柱中心;煤柱宽度为6～10 m时，煤柱垂直应力峰值随着煤柱宽度增加而增加，且应力峰值逐渐向邻近采空区偏移，煤柱内垂直应力不对称性逐渐显现。其中，在煤柱宽度为8 m时，垂直应力峰值达到最大，为4.16 MPa。

3.2.2沿空掘巷煤柱合理宽度对巷道变形的影响

通过数值计算，得到回采期间不同煤柱条件下煤柱内水平位移场分布情况，如图5所示。煤柱宽度为3 m时，顶底板移近量仍高达1 008.5 mm，两帮位移量高达1 109.3 mm;煤柱宽度为4～5 m时，围岩表面位移相对较小，煤柱整体变形不明显，煤柱内稳定区域增加;煤柱宽度为6～8 m时，煤柱内存在稳定区域且随着煤柱宽度的增大而增大，两帮水平位移差不断减小，但围岩整体变形量不断增加;煤柱宽度为9～10 m时，围岩变形量随着煤柱宽度的增大而减小，由于垂直应力峰值达到煤体的抗压强度，随着煤柱宽度的继续增大，煤柱稳定性降低，煤柱应力集中程度降低，围岩变形缓慢。

为了解煤柱帮水平位移分布规律，分析煤柱稳定性，绘制不同宽度煤柱水平位移变化曲线，由图6可以看出，煤柱内水平位移由煤帮表面向采空区方向，在“近零位移”区域之前，基本呈不断增长的变化趋势，且增长幅度逐渐减小。随后也同样呈不断增长的变化趋势，但增长幅度逐渐加快。随着煤柱宽度的增大，煤柱帮表面位移不断增大，但煤柱向采空区侧移近量基本不变。煤柱宽度为3 m时，煤柱进入塑性破坏状态，不存在稳定区域;煤柱宽度为4～5 m时，煤柱零位移点附近围岩水平位移基本无明显变化，煤柱内“近零位移”区域增大;煤柱宽度为6～10 m时，在“近零位移”区域，煤柱内水平位移分布规律和大小基本相同，并不是在同一位置，水平位移不断减小。随着煤柱宽度进一步扩大，煤柱内稳定承载区域的倾斜分力大于煤体间的摩擦力时，煤柱发生剪切破坏。继续增大煤柱宽度，煤柱的有效稳定承载区域并没有增长。

3.2.3沿空掘巷煤柱合理宽度的确定

煤柱宽度的确定应综合考虑（4-5）04工作面回采后侧向支承压力分布、煤柱帮应力及位移分布以及巷道变形3个方面：①应避开侧向支承压力集中区，合理的煤柱宽度应小于峰值应力所在位置，即距离采空区边缘10 m;②回采期间，在煤柱宽度为3 m时，煤柱完全进入塑性破坏状态，承载能力低，没有稳定承载区域;煤柱宽度为4～5 m时，煤柱塑性区中心围岩应力有向底板转移的趋势，煤柱内稳定区域增势明显，煤柱的垂直应力峰值减小，有效承载宽度不变;煤柱宽度为6～10 m时，由于煤柱中心塑性区逐渐减小，煤柱应力向两帮转移，增加了巷道支护压力;③随着煤柱宽度的增大，底鼓量和实体煤帮移近量变化较小，顶板下沉量明显存在拐点，在煤柱宽度小于7 m时呈线性增长，大于7 m后，呈线性减小。根据上述内容，考虑采空区积水、瓦斯的影响，以及煤炭资源回采率与巷道支护压力，确定合理的煤柱宽度为4～5 m。

4现场工业性试验

4.1矿压监测结果分析

4.1.1沿空掘巷巷道表面位移

（4-5）06工作面巷道表面位移测站位置见表2，变化曲线如图7、图8所示。

沿空掘巷4 m煤柱时，在正常地质段，两帮及顶底板变形较小，窄煤柱留设宽度合理。测点4，5位于地质构造淋水段，巷道两帮、顶底板变形均较大，两帮变形最大为777 mm，顶底板移近量最大为550 mm，因此，在过地质构造淋水段時，要加强支护。

4.1.2锚杆（索）托锚力监测

锚杆（索）托锚力监测如图9所示。实体煤帮锚杆及顶锚索普遍承受高应力作用，这是因为窄煤柱承载能力低，上覆岩层压力主要由实体煤帮承担，锚杆承受载荷在180～230 kN之间变化，锚索承受载荷在180～280 kN之间变化，而实体煤帮KMG 500材质锚杆的具体参数见表3，因此，采用直径20 mm的锚杆时，部分帮角锚杆发生破断，如图9（a）、（f）所示。按国标GB/T 5224—2014，直径22 mm，强度级别1860的锚索破断载荷为448.6 kN，锚索仍有较大承载空间。

综上所述，沿空掘巷实体煤帮和顶板锚杆、锚索承受较大的压力，部分实体煤帮帮角锚杆发生破断，锚索仍有较大承载空间，在地质构造、淋水段，巷道围岩变形严重，需在此段加强支护，并提高帮角锚固体的承载性能。

4.2支护参数优化方案

根据矿压监测结果及沿空巷道窄煤柱留设宽度研究结果，结合矿井实际地质条件，进一步优化了锚杆支护参数：①提高实体煤帮角锚固体性能;②加强预应力施工管理;③采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆。最终确定（4-5）06工作面轨道顺槽的锚杆支护参数为：确定选用材质强度为KMG 500的高强高预应力锚杆，实体煤帮角锚杆直径为22 mm，破断载荷提高23.46%，有效减少锚杆破断现象，锚杆的预紧力设计为70 kN，螺母扭矩为400 N·m。全断面由钢筋金属网进行防护，托盘的规格根据现场的实际情况进行调整。在顶板处，设定每排6根锚杆，锚杆均为直径22 mm，长度2 200 mm的高强度锚杆，锚固采用树脂药卷锚固;而对于两帮的支护，选择每排每帮4根锚杆，锚杆均为直径22 mm，长度2 200 mm的高强度锚杆，采用树脂药卷锚固。锚索排距为1 600 mm，每2排锚杆打5根长锚索，每2排锚杆实体煤帮角打1根短锚索。具体布置如图10所示。C7FF833F-0CC6-4EB8-AF4C-BEF080E3D3C2

4.3支护优化效果分析

在支护优化前，沿空掘巷两帮变形量最大为777 mm，顶板移进量最大为550 mm，支护方案优化后，巷道变形有明显改进，两帮及顶板移进量下降50%～80%，在煤矿开采活动中观测发现围岩控制效果良好，未发现煤柱及底板显著变形，实现了倾斜厚煤层沿空掘巷非对称变形较好的控制，为安全生产提供了一定的保证。圖11为之后优化前和支护优化后巷道围岩变形情况。

5结论

1）根据试验工作面的工程概况建立倾斜厚煤层沿空窄煤柱力学模型，研究发现窄煤柱应避开侧向支承压力集中区，合理的煤柱宽度应小于峰值应力所在位置，即距离采空区边缘10 m。考虑到相邻工作面的实际情况，计算得到了沿空掘巷时煤柱合理留设范围在3～10 m。

2）回采期间，在煤柱宽度小于4 m时，煤柱内垂直应力变化不大，围岩整体变形较小，煤柱完全进入塑性破坏状态，承载能力低，没有稳定承载区域。在煤柱宽度大于4～5  m时，煤柱内存在“近零位移”区域，煤柱帮承载能力较强.随着煤柱宽度的不断增大，煤柱内“近零位移”区域不断增大，由于煤柱中心塑性区逐渐减小，煤柱应力向两帮转移，增加了巷道支护压力，最终确定煤柱合理留设宽度为4～5 m。

3）矿压监测结果表明，巷道顶板及两端存在明显变形，结合沿空巷道合理留设宽度研究结果，优化原有锚杆支护参数，稳定加强了预应力施工管理，巷道变形有明显改进，实现了倾斜厚煤层沿空掘巷非对称变形较好的控制。

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