小窑头矿复合顶板窄煤柱护巷技术研究与实践

呼诚事

（晋能控股煤业集团小窑头煤业有限公司，山西 大同 038200）

0 引 言

工作面回采巷道布置一般有沿空掘巷和沿空留巷2 种方式，传统的沿空掘巷留设较宽的煤柱，保证巷道位于上工作面回采影响范围之外，造成严重的资源浪费。为此，近年来，窄煤柱护巷成为普遍采用的沿空掘巷方式[1-3]。山西煤炭运销集团小窑头矿13号煤区段保护煤柱的宽度为30 m，为提高煤炭资源的回收率，推广应用窄煤柱护巷技术。该煤层直接顶板为砂质泥岩、炭质泥岩等互层组成的复合顶板，相变较大，巷道掘进后顶板下沉大，极易产生离层破坏。因此，开展复合顶板窄煤柱护巷技术研究对保证巷道稳定，实现安全生产具有重要意义。

1 试验工作面概况

小窑头矿13 号煤层厚度在1.8～2.6 m 之间，平均煤厚2.2 m，倾角2°～5°，平均3°。经试验测定，煤的普氏系数仅为0.54，属于极软煤层，煤层顶底板岩性如图1 所示。

瓦斯相对涌出量2.64 m3/t，绝对瓦斯涌出量0.20 m3/min，为低瓦斯矿井。煤尘有爆炸危险，自燃倾向等级为I 类，容易自燃，最短自然发火期为50d。

图1 13 号煤顶底板岩性

小窑头煤业21305 运输顺槽沿13 号煤顶板掘进，巷道断面为4.6 m×2.6 m，采用锚网索支护，拟进行窄煤柱护巷的工业性试验。

2 巷道破坏形式及控制机理

2.1 复合顶板破坏形式

由图1 可以看出，13 号煤顶板多种岩性互层，为复合顶板，对巷道的稳定性产生较大影响。对该类顶板，其破坏过程可分为3 个阶段：

1）层间滑动阶段。巷道掘进之前，巷道顶板岩层是一个整体，共同承载上覆岩层的载荷。随着巷道的掘进，上覆岩层内平巷状态被打破，在原岩应力和掘进扰动应力的影响下，巷道顶板内的裂隙逐渐发育并贯通，复合顶板的不同岩性之间产生层间滑动，由于13 号煤巷道的宽度大于复合顶板岩层的厚度，整个巷道宽度范围内的顶板岩层均有可能发生错动。

2）层间离层阶段。巷道顶板岩层之间产生滑动，应力状态改变，如果不能达到新的平衡，则层间的滑移量逐渐增大，才巷道中间开始，顶板岩层逐渐开始产生纵向变形，由于复合顶板各岩层之间的运动不一致，下位岩层的速度相对较大，顶板岩层之间逐渐形成离层。

3）下沉破坏阶段。随着离层值的增大，当下位岩层内的拉应力超过岩体的抗拉强度时，岩层发生张拉破坏。从巷道顶板浅部向上，离层值逐渐减小，岩层的悬空距离也变小。在无支护条件下，岩层从浅部开始，逐层向上垮落，冒落的空间为梯形，如图2 所示。

图2 复合巷道顶板冒落状态

2.2 软弱煤帮破坏形式

21305 运输顺槽两帮为极软煤体，强度低、自稳能力差，巷道掘进后煤体内的裂隙不断发育，将其切割为块体，如果支护不及时或支护强度不足，则极易产生片帮失稳现象。现场观测发现，主要有2 种片帮破坏形式：

1）滑落式片帮。受掘进扰动的影响，如果煤体的破碎程度相对较低，仍具有一定的完整性，则在重力或回采应力的影响下，煤壁将发生剪切滑移式片帮。滑移角β 的大小与煤体的内摩擦力有关，最大片帮深度与巷道的高度M 和煤层的自然安息角α 有关。

2）劈裂式片帮。如果煤体内垂直于层理的裂隙发育程度较高，巷道掘进后煤体失去了横向的约束，由三向应力状态变为双向应力状态，则煤体会有向巷道内鼓出的趋势，从而产生压裂式破坏。压裂式片帮的深度与巷道高度以及裂隙的发育、分布状态有关。

图3 极软煤层片帮形式

2.3 控制措施

由巷道顶板及两帮的破坏形式可以看出，对21305 运输顺槽的巷道支护应该顶帮并重，支护措施为：

1）采用高强锚杆支护系统。小窑头矿当前采用的螺纹钢锚杆屈服强度335 MPa，抗拉强度490 MPa，锚杆排之间采用的是钢筋梯子梁连接，对顶板和两帮的控制效果有限。采用高强度杆体可提高屈服强度，高强度托盘等附件可以承受更高的预紧力，对巷道的控制效果更好。

2）提高锚索性能。小窑头矿采用的锚索为常规的1×7 结构的φ15.2 mm 的钢绞线制作，该锚索的拉断载荷仅为260 kN，延伸率低于4%，其他工作面顺槽支护中有拉断现象，采用大直径、高吨位锚索对复合顶板的支护效果更好。

3）提高预紧力。复合顶板各岩层之间的粘结力很小、早期支护不及时或支护力不足是造成顶板下沉甚至冒落的主要原因，对该类巷道顶板的支护应提高预紧力。较高的预紧力可以提高整个复合顶板的整体性，避免发生层间错动和离层，同时提高岩层之间的抗剪和抗拉能力，改善围岩应力场及上覆岩层的受力状态，有利于巷道的稳定。

4）加大锚固长度。端头锚固仅能对锚杆提供粘结力，能抵抗一定程度的拉力，同时由于间隙的存在，杆体与岩体无法同步受力，锚杆的抗剪能力只有在岩层发生错动后才能充分发挥，具有一定的滞后性。加长锚固可以在整个锚杆长度范围实现杆体与钻孔壁的接触，不存在空隙，同时可以对孔内的节理、裂隙等进行充填加固，将锚杆与岩体黏结到一起，同步承载，阻止岩层发生错动。

3 煤柱宽度确定

3.1 理论计算

沿空掘巷的煤柱宽度应当保证锚杆索等支护体能有效锚固，预留一定的巷道变形，并有效隔绝采空区，同时使巷道处于侧向支承压力的降低区内。在满足以上要求的前提下，宽度尽可能小，以提高煤炭资源的回收率。运用弹塑性和极限平衡理论建立如图4 所示的力学模型[4-5]。

图4 沿空掘巷煤柱宽度计算模型

沿空掘巷煤柱宽度X为：X=x1+x2+x3

式中：x1为上工作面侧向支承压力影响范围，m；x2为本工作面巷道掘进产生的塑性区范围，m；x3为富余系数，一般取x3=0.2（x1+x2）。

工作面侧向支承压力影响范围和掘进塑性区宽度与工作面采高、巷道高度以及煤层本身的力学参数有关，根据小窑头煤矿13 号煤的实际条件，代入可得，护巷煤柱的宽度为7.2 m。

3.2 数值模拟

根据理论计算结果，采用FLAC3D数值模拟软件对6、7、8、9、10 m 5 种不同护巷煤柱宽度下的应力场和位移场分布进行对比分析。其中6、9 m 宽度时的水平应力场分布如图5 所示。

图5 不同煤柱宽度下水平应力分布云图

由数值模拟结果可以看出，21305 运输顺槽顶板的水平应力集中程度较高，受影响较大，而两帮和底板的应力集中不明显。随着煤柱尺寸的增大，水平应力集中程度及影响范围呈现先减小后增大的趋势，当煤柱宽度为8 m 时，应力集中程度最小，并且影响范围小。

结合垂直应力和塑性区以及位移场的分析，综合确定21305 运输顺槽沿空掘巷的煤柱宽度为8.0 m。

4 沿空掘巷支护技术研究

4.1 数值模拟分析

利用建立的FLAC3D模型，通过分析不同锚杆长度、不同直径、不同间排距下的塑性区和巷道表面位移变化情况来确定支护参数。

以顶锚杆长度为例，由数值模拟得出的不同不同顶锚杆长度下巷道围岩变形的最大值如图所示。

图6 顶板锚杆不同长度围岩变形特征

由图可以看出，随着锚杆长度的增加，巷道表面变形逐渐减小。锚杆长度由1.8 m 增加到2.6 m 时，巷道顶板下沉量由109 mm 降为48 mm，减沉效果较好。但锚杆长度由2.4 m 增加到2.6 m 时，顶板下沉仅减小3 mm，底臌量和两帮变形量类似，当锚杆长度超过2.4 m 以后，随着长度的增加，减沉效果不明显。因此，确定最合理的顶锚杆为2.4 m。

4.2 方案确定

图7 21305 运输顺槽支护方案

在数值模拟的基础上，结合矿井实际情况，确定21305 运输顺槽沿空留巷的支护方案如图7 所示。

4.2.1 顶板支护

1）锚杆支护。顶锚杆为φ22 mm×2 400 mm 的高强螺纹钢锚杆，钢材牌号为BHRB500，屈服强度为500 MPa，抗拉强度为670 MPa，采用2 卷CK2360树脂药卷加长锚固。锚杆间距如图7 所示，靠近两帮的角锚杆向外倾斜15°，间距为900 mm，每排布置6 根锚杆，采用4 400 mm×220 mm×3.0 mm（长×宽×厚）的W 钢带连接。顶锚杆的预紧扭矩不低于280 N·m。

2）锚索支护。顶锚索为单体锚索和桁架锚索交替布置，联合支护，锚索布置在锚杆排中间，排距为900 mm。锚索的规格均为1×19 结构，公称直径为22 mm。拉断载荷为607 kN，延伸率为7 %，是原锚索拉断力的2.3 倍，延伸率的2 倍。桁架锚索的长度为8 400 mm，钻孔深度7.0 m，跨距为2.0 m，每根锚索采用3 支CK2360 和2 支Z2360 的树脂药卷锚固，2 根锚索与竖直方向的夹角为25°，底部采用专用连接器连接到一起。单体锚索长度为11 200 mm，均垂直于巷道顶板布置，间距为1 500 mm，每排布置3 根，采用槽钢连接到一起。锚索初始张拉至200 kN，滞后迎头不超过5 排。

4.2.2 巷帮支护

巷帮锚杆规格型号与顶锚杆相同，间排距为800 mm×900 mm，每排布置4 根，最上位锚杆向上倾斜15°，锚杆之间采用W 钢带连接。

帮锚杆为φ20 mm×2 000 mm 的高强螺纹钢锚杆，配CK2360 和CK2335 各1 卷锚固，间排距为800 mm×900 mm，煤帮布置5 根，采用梯子梁连接。

锚索支护。回采帮锚索为单体锚索，规格为φ17.8 mm×4 300 mm，钻孔深度4 000 mm，采用3支CK2360 树脂药卷锚固，排距为1 800 mm。煤柱帮布置2 根，上位锚索距顶1 000 mm，锚索间距1 500 mm，2 根采用槽钢连接到一起，排距1 800 mm。

4.3 现场应用

21305 运输顺槽掘进过程中设置测站对巷道稳定性进行监测。巷道表面位移监测采用“十字测量法”，巷道顶板深部位移采用多点位移计，测点距巷道 表 面 的 距 离 分 别 为：1.0 、2.0 、3.0 、4.0 、5.0、6.0 m，间隔80 m 设置1 个，共设置5 个测站，其中3号测站的观测结果如图8 所示。

图8 巷道变形观测结果

由图8（a）可以看出，巷道掘进影响期为9 d，巷道顶板稳定，下沉量较小，为46 mm，但底臌量相对较大，超过100 mm。煤柱帮变形明显大于实体煤帮。此后，巷道变形速率逐渐减少，并在100 d 左右趋于稳定，最终顶底变形量为312 mm，两帮收敛量为326 mm。

由顶板深部离层位移计观测结果可知，在观测到6 m 顶板范围内，最终离层值为36 mm，各层位之间没有观测到明显离层，为巷道顶板整体下沉。

5 结 论

1）21305 运输顺槽顶板为复合顶板，破坏过程分为层间滑动、层间离层和下沉破坏3 个阶段。巷道两帮为极软煤层，片帮形式主要为滑落式和劈裂式。

2）采用高强锚杆杆体和附件、大吨位高延伸率锚索、提高预紧力、加大锚固长度等是实现极软煤层复合顶板巷道稳定性的关键。

3）在力学模型的基础上，通过数值模拟分析，得出沿空掘巷窄煤柱护巷的尺寸为8.0 m。

4）在数值模拟的基础上，确定了锚杆长度、直径、间排距等关键支护参数，由此提出了21305 运输顺槽窄煤柱护巷支护方案。

5）现场矿压观测表明，21305 运输顺槽巷道顶板稳定，下沉量较小，煤柱帮变形明显大于实体煤帮，离层值为36 mm，为巷道顶板整体下沉。