复合顶板沿空巷道煤柱宽度优化及围岩控制技术研究

任 硕，毕天富，李治国，郑仰发

(1.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；3.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116；4.山西沁新煤业有限公司，山西 长治 046502)

巷道在掘进期间和回采扰动后均会引起应力环境的变化，复合顶板巷道由于各层顶板力学性质参数差异和层间结构面的存在，在垂直应力和水平应力作用下相邻岩层间更容易产生相对剪切、滑动，进而出现各岩层间的离层现象，在巷道围岩控制方面难度更大[1-8]。

对于复合顶板巷道围岩稳定性及煤柱尺寸优化的研究，郭鹏飞等为在坚硬软弱复合顶板切顶卸压沿空留巷时取得较好预裂爆破效果，通过现场试验和分析，采用合理的双向聚能张拉爆破技术，对巷道顶煤强度较小、直接顶较软弱、基本顶坚硬的复合顶板进行了有效的预裂爆破[9]；张俊文等针对首山一矿11061工作面运输平巷厚泥岩复合顶板强度低、无稳定承载结构、顶板下沉量大的问题，通过监测巷道围岩破坏及离层发育，统计巷道破坏具体形式，分析得出复杂应力条件下厚泥岩复合顶板巷道破坏的力学机制，提出“预应力锚杆+锚索承载结构，配合原生裂隙区域注浆加固”的改进支护方案，有效地控制了厚泥岩复合顶板变形与破坏[10]；张广超通过有限差分软件分析了工作面回采期间巷道围岩应力与位移演化特征和不同煤柱宽度之间的关系[11]；杨科以煤柱宽度为关键参数，探究了其与煤柱应力和围岩变形之间的关系[12]；张永安通过数值模拟优化了复合顶板支护方式[13]；徐佑林等建立了现场数值模型，从塑性区发育范围的角度研究了巷道采动压力影响[14]；李成海等研究得出巷道在不同层位，其合理区段煤柱宽度也不尽相同[15]。但是，针对复合顶板巷道回采扰动下煤柱尺寸及对于围岩稳定性的研究相对较少。以沁源矿区新源煤矿2203轨道平巷作为工程实例，通过矿压监测、理论分析与数值模拟等综合技术手段，对受回采扰动的复合顶板巷道煤柱尺寸进行了优化，并提出针对性的支护方案，实现了巷道服务期内的安全可靠。

1 工程概况

沁源矿区埋深较大的新源煤矿2203轨道平巷以北为2201和2202工作面，区段煤柱宽度待定，矿区普遍采用25m煤柱；2203轨道平巷南为2203回采工作面；西为矿界，与沁新煤矿相邻；东为新源煤矿正南开拓巷道。工作面平面布置如图1所示。为缓解矿井接续紧张的问题，在2202工作面回采同时掘进2203轨道平巷，因此该平巷不可避免的将分别承受上工作面(2202工作面)和本工作面(2203工作面)两次回采动压影响。新源煤矿2#煤为稀缺型主焦煤，为更大程度的节约稀缺优质资源，对区段煤柱尺寸进行优化尤为必要。

2203轨道平巷煤层顶板到地面垂直厚度512～609m，平均560m。沿2#煤层底板掘进，走向长度为1872.5m(平距)，服务年限4a。2#煤层厚度为1.7～2.1m，平均为1.9m，普氏系数f为1，顶底板综合柱状如图2所示，2#煤层以上的泥岩、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩，体现出了典型的复合特性。巷道最大水平主应力：8.43MPa，方向为N19.3°E；最小水平主应力和垂直主应力分别为：4.87MPa、13.08MPa。

图1 2203工作面平面布置

图2 顶底板综合柱状

2 煤柱宽度理论计算

根据新源煤矿具体情况，使用极限平衡理论，计算出合理的最小护巷煤柱宽度B[16-18]：

B=x1+x2+x3

(1)

式中，x1为煤柱的塑性区宽度，m；x2为锚杆支护深度，2.3m；x3为安全系数；x3=(0.15～0.35)(x1+x2)。

根据新源煤矿2203轨道平巷围岩地质力学参数及物理力学特性，2202运输平巷高m为2.7m，下帮支护阻力P0约为0.2MPa，岩层平均容重γ为2500kg/m3，巷道埋深H为560m，泊松比取0.3，煤体内摩擦角(φ0)为30°，煤体粘聚力C0=0.8MPa，由于2202工作面正在回采对煤柱影响较大，应力集中系数k取2.5，最终可得2203轨道平巷最小煤柱宽度为6.07～7.12m。

3 煤柱宽度优化数值模拟

3.1 数值计算模型

采用有限差分法模拟复合顶板巷道不同煤柱宽度受动压影响下的应力分布特征和变形规律。以新源煤矿2202、2203工作面实际工程地质状况为基础进行建模，坐标系采用直角坐标系。三维模型的边界条件为：四周与底部法向约束，上部施加14MPa的法向应力。煤岩层力学参数的选取均以现场取样后实验室测试结果为根据。

模拟方案设计：以复合顶板作为基础条件下，分别模拟煤柱宽度取5m、8m、10m、12m、14m、15m和25m时，2203区段煤柱受力状态及巷道变形特征。模拟流程：①完全回采2202工作面并待其对区段煤柱影响结束；②回采2203工作面。

3.2 巷道围岩应力分布特征

3.2.1 上工作面回采滞后影响

通过对2202工作面回采的过程模拟，得到了不同煤柱宽度下复合顶板巷道顶板支承应力平面分布情况。2202回采动压影响下支承压力分布曲线如图3所示。

图3 不同煤柱宽度首次动压稳定支承压力分布对比曲线

由曲线分布可知，留设煤柱宽度为5m时，受2202工作面回采动压影响稳定后，煤柱范围的内支承压力峰值为28.75MPa，支承压力峰值在2203回采工作面侧。区段煤柱宽度为8m、10m时，2202工作面采动范围支承压力最大值分别为36.13MPa、35.42MPa，煤柱应力增加，但应力峰值位于煤柱中间位置。煤柱留设宽度增加至12m、14m、15m和25m时峰值压力逐渐降低，峰值均出现在煤柱内部靠近2202回采工作面一侧。整体而言煤柱宽度由8m增加到25m，2202工作面采动范围内支承压力峰值呈逐渐减低趋势，最大降幅15%。

区段煤柱5m时，采动影响产生的支承应力峰值出现在2203轨道平巷实体煤侧帮，达到30.05MPa，对巷道巷围岩控制产生较大不利影响。采用8m、10m、12m、14m、15m、25m煤柱时，2203工作面侧支承压力峰值分别为：25.11MPa、24.04MPa、20.11MPa、18.21MPa、18.16MPa、16.57MPa。煤柱尺寸由5m增大至25m，煤柱内支承压力曲线呈现由单抛物线型逐步向马鞍型转变的特征。煤柱增加至12m时，煤柱内应力曲线开始出现显著下降盆地，这说明煤柱内弹性核心区仍然存在，承载能力仍未充分发挥[19]。

从矿压分布的均匀性考虑，2203轨道平巷选取8～10m煤柱时，支承压力分布具有优势，并可充分发挥煤柱的承载能力。

3.2.2 本工作面超前采动影响

2203工作面回采一定距离后，不同煤柱宽度煤层顶板支承应力三维分布如图4所示。

图4 不同宽度煤层顶板支承应力三维分布

分析以上2203轨道平巷经受本工作面超前动压影响结果，可知：留设5m煤柱的超前支承压力最大值(38.5MPa)出现在2203轨道平巷实体煤帮紧邻回采工作面处，且实体煤侧帮压力始终大于煤柱帮；留设8m煤柱的超前支承压力最大值虽然较5m时只是略有降低，但位置上有很大变化超前压力已经发生转移，出现在煤柱内侧靠近2202工作面采空区。10m、12m、14m、15m、25m煤柱超前支承压力也呈现类似8m煤柱的规律特征，且应力峰值进一步降低[20]。

3.3 巷道围岩变形破坏特征

同样采用数据模拟的方法，模拟不同宽度煤柱经受二次采动影响后，获得巷道变形及煤柱应力集中情况，见表1。

表1 不同宽度煤柱留巷巷道变形统计

2203轨道平巷留设5m煤柱时，本工作面回采时对复合顶板巷道影响最大，回采产生的超前高应力集中系数达到3.32，使得巷道产生较大变形，尤以两帮移近最为明显达到1071mm，顶板下沉量也较大超过780mm，断面整体回缩率达到45%，仅通过加强超前支护难以保证巷道安全回采。

模拟结果显示8m煤柱时，采动对复合顶板巷道影响明显降低，煤柱增加后回采产生的超前高应力转移至残留煤柱侧，与5m煤柱情况比较显然这种应力分布状态对于复合顶板巷道围岩控制更有利，模拟结果显示巷道变形量的显著降低(最大降低比例40%)也证实了这个结论；从煤柱应力状态来看，上工作面动压影响后8m煤柱仍有弹性核心区，本工作面回采超前动压影响下8m煤柱完全屈服，据此分析通过加强回采面超前支护等手段使用8m煤柱理论上能够保障安全生产。

对于煤柱14m、15m、25m的模拟结果显示，本工作面回采影响下矿压分布规律又出现新的变化，支承压力曲线呈现由抛物线型向双峰值马鞍型转变的特征。随着煤柱尺寸由5m增加至15m，其稳定性进一步增大，复合顶板巷道所受采动影响随之降低，巷道围岩控制更加容易，煤柱尺寸达到10m以后，继续增加煤柱宽度对降低巷道变形效果不明显。

通过理论计算并结合模拟研究结果进行分析，初步判断：在新源煤矿开展稀缺2#煤层8m煤柱留巷开采试验是可行的。

4 工业性实验

4.1 支护方案

2203轨道平巷断面尺寸：掘进宽4.5m，高2.6m，掘进断面积为11.7m2。考虑复合顶板巷道受回采扰动后岩层间会发生相对剪切、滑动的特点，应使用更高主动支护力及更大支护面积阻止岩层间相对滑动。因此顶板采用，长度2.4m，22#左旋无纵筋螺纹钢锚杆，配合W钢护板及钢筋托梁进行支护。锚杆有效预紧力要求超过60kN。顶板锚索为直径22mm，长度5300mm，采用每排锚杆中间打设两根顶锚索的布置方式，要求锚索张拉至可提供250kN以上预紧力。

通过数值模拟复合顶板动压巷道帮部的变形特征，得出加强帮部支护并提高护表面积对于控制巷道变形同样较为重要。帮部使用锚杆配合W钢护板支护，间距950mm，排距900mm；使用长度4300mm帮锚索加强帮部支护，帮锚索排距1800mm间距1600mm。

4.2 新源煤矿2203轨道平巷矿压监测

4.2.1 巷道掘进期间

根据实测数据，绘制2203轨道平巷表面位移变化曲线如图5所示，由图5可知：

1)巷道掘进期间变形量与巷道掘进距离与时间成正相关关系，在距离掘进工作面0～45m范围内，变形速度较快，两帮平均变量为7.2mm/d，顶底板平均移近量约5.9mm/d，掘进工作面继续掘进45m以后巷道变形趋于稳定。

2)巷道掘进影响稳定后，顶底板最大移近量约为35mm，两帮的最大移近量不超过40mm，其中左帮移近量相对更大。

3)通过分析巷道表面位移观测曲线可以看出，2203轨道平巷掘进期间整体变形量小，说明采用8m煤柱后设计支护方案强度可靠，实现了初期对顶板以及两帮围岩变形的有效控制。

图5 2203轨道平巷掘进期间表面位移变化曲线

4.2.2 巷道回采期间

一次采动后巷道变形曲线如图6所示，从图6中可以看出，巷道受2202工作面采动影响后，超前100m左右开始发生变形，进入采空区后变形速度急速增加，巷道变形在进入采空区150m左右开始稳定，稳定后巷道总体变形量，两帮移近不超过600mm，顶底板移近不超过400mm巷道情况良好，达到了预期支护效果。2203轨道平巷受本工作面回采影响后，工作面超前段两帮净宽不低于3.5m，巷道高度不低于2m，完全满足生产要求。

图6 一次采动后巷道变形曲线

5 结 论

1)数值模拟表明复合顶板沿空巷道，随煤柱尺寸增大，煤柱内支承应力峰值呈现先增加后降低的特点，分布曲线由单峰向双峰马鞍型转变；煤柱尺寸增加，本工作面回采影响下巷道变形呈减小趋势，尺寸超过10m后变形减小量已不明显，且煤柱内塑性区宽度不再变化；煤柱尺寸为8m时，上工作面回采扰动后煤柱仍有弹性核心区，本工作面回采超前动压使得煤柱完全屈服但在支护加固后可以保证回采安全性，实现区段煤柱承载能力的充分利用。

2)复合顶板动压巷道由于顶板岩层容易发生错动、离层，特别在承受多次动压扰动后，顶板更容易首先发生变形不协调破坏，煤柱尺寸选取应充分考虑其特殊性，巷道支护设计应更注重顶板围岩的控制，尽可能增加顶板支护的护表面积和主动支护力；多次动压巷道由于上工作面侧向支承压力的影响巷道帮部变形较大的规律在复合顶板条件下仍然表现明显，为有效控制复合顶板动压巷道巷道围岩变形，加强巷道帮部支护也同样重要。

3)工程示范表明新源煤矿2203轨道平巷采用8m护巷煤柱，经二次采动影响后，围岩控制效果良好，存在一定变形，但完全满足使用要求；煤柱尺寸由25m煤缩小为8m，极大提高了煤炭资源采出率，可为类似开采情况下煤柱宽度选择提供参考。