(1.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013；2.煤炭科學(xué)研究總院 開采設(shè)計研究分院，北京 100013)

采動影響沿空掘巷小煤柱合理寬度與圍巖控制技術(shù)

郭相平1,2

(1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部，北京100013；2.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計研究分院，北京100013)

以成莊礦4310綜放面4220沿空掘巷為研究對象，采用理論計算和數(shù)值模擬分析方法對沿空掘巷小煤柱寬度的合理留設(shè)進行深入研究，分析了不同煤柱寬度的塑性破壞區(qū)范圍和煤柱區(qū)域的應(yīng)力分布特征，進而結(jié)合現(xiàn)場實際地質(zhì)生產(chǎn)條件，綜合確定煤柱寬度為10m。根據(jù)現(xiàn)有巷道支護理論，確定了4220副巷圍巖變形控制技術(shù)，并數(shù)值模擬分析采動影響沿空掘巷圍巖變形特征，進而制定了高預(yù)應(yīng)力高強度錨桿索支護方案與支護參數(shù)。4220副巷支護試驗結(jié)果表明：高預(yù)應(yīng)力高強度錨桿索支護技術(shù)對沿空掘巷服務(wù)期間圍巖變形控制效果顯著，提高了成莊礦煤炭資源采出率，為礦井后續(xù)沿空掘巷的使用提供技術(shù)依據(jù)。

采動影響；沿空掘巷；煤柱寬度；塑性破壞區(qū)；應(yīng)力分布

隨著我國煤炭資源開采強度逐年加大，諸多礦井存在著資源枯竭和采掘接替緊張的問題，為了有效降低煤炭資源的浪費、延長礦井的生產(chǎn)服務(wù)年限、提高礦井的社會經(jīng)濟效益，目前工作面回采巷道多采用留小煤柱沿空掘巷的方式[1]。由于小煤柱沿空掘巷擾亂了原有側(cè)向支承壓力的分布，加之受到本工作面超前支承壓力的影響，同時小煤柱節(jié)理、裂隙發(fā)育，有效發(fā)揮其自身的穩(wěn)定性和支撐性很難得到保證，與常規(guī)的工作面回采巷道相比，其巷道圍巖變形控制具有復(fù)雜性和特殊性。因此，留小煤柱合理寬度確定及相匹配護巷系統(tǒng)設(shè)計成為采礦界許多學(xué)者研究的焦點之一。

目前，國內(nèi)外對沿空掘巷煤柱留設(shè)及巷道圍巖穩(wěn)定控制進行了較多的研究。李磊、柏建彪等[2]采用理論分析法建立沿空掘巷的結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，推演出“內(nèi)應(yīng)力場”寬度表達式，確定合理的掘巷位置和巷道斷面參數(shù)，并預(yù)計了沿空巷道圍巖變形量；王德超[3]以深部厚煤層綜放沿空掘巷為工程背景，首次提出一種新的側(cè)向支承壓力監(jiān)測方法，通過現(xiàn)場與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法確定小煤柱的留設(shè)寬度；華心祝[4]采用FLAC3D軟件研究孤島工作面沿空掘巷超前支承壓力分布特征，通過建立基本頂力學(xué)模型推導(dǎo)出受動壓影響下巷道頂板下沉量的計算公式；張煒、張東升[1]等構(gòu)建孤島工作面沿空掘巷窄煤柱力學(xué)模型研究沿空巷道頂板“小結(jié)構(gòu)”穩(wěn)定性，揭示了孤島工作面窄煤柱沿空掘巷圍巖控制機理，同時提出具有針對性的控制對策。

本文以成莊礦4310綜放面4220副巷為研究對象，以現(xiàn)場生產(chǎn)地質(zhì)條件的調(diào)研、4310綜放面附近地應(yīng)力及4220副巷圍巖強度的實測為基礎(chǔ)，從理論模型計算、塑性破壞區(qū)數(shù)值模擬和煤柱的應(yīng)力數(shù)值分析三方面探討了沿空掘巷小煤柱合理寬度的留設(shè)，并提出了相應(yīng)的圍巖控制對策，制定了高預(yù)應(yīng)力高強度錨桿索組合支護系統(tǒng)及相應(yīng)的支護參數(shù)，有效地解決了該類沿空掘巷的圍巖變形控制難題，提高了煤炭資源的利用率。

1 工程概況

晉煤集團成莊礦3號煤層綜采工作面均采用大U套小U的通風(fēng)方式，原設(shè)計是在實體煤側(cè)距留設(shè)巷道20m處開挖1條回風(fēng)巷，雖然這種掘進方法有利于巷道的維護，然而煤柱資源嚴重浪費。為了進一步加快推進高產(chǎn)高效礦井建設(shè)，減少區(qū)段保護煤柱的損失，提高煤炭資源采出率，成莊礦決定在原有區(qū)段保護煤柱內(nèi)沿空再掘1條回風(fēng)巷來滿足高瓦斯礦井工作面的通風(fēng)要求。但由于煤層地質(zhì)構(gòu)造多、煤巖不連續(xù)面發(fā)育、煤層瓦斯含量高、需要的巷道斷面大，對沿空掘巷合理位置的確定及巷道的支護設(shè)計是一種挑戰(zhàn)。為了解決這種煤巷支護問題，將4310工作面中的4220副巷選為試驗地點進行實驗。

4310工作面位于四盤區(qū)中部，工作面東部為4308工作面(現(xiàn)采空區(qū))，4220巷距與4308工作面之間有35m煤柱；工作面南部為四盤區(qū)3條盤區(qū)大巷；工作面西部為4312大采高工作面(實體煤)。4310工作面巷道埋深約480m，煤厚平均6m，傾角1.5～3°，直接頂為泥巖，厚4.22m； 基本頂為中粒砂巖，厚11.30m；老底為泥巖及砂質(zhì)泥巖互層，厚9.58m。工作面布置如圖1所示。

圖1 4310工作面布置

為進一步了解沿空掘巷煤體的強度、完整性、裂隙發(fā)育度及受4308工作面回采時的采動影響，成莊礦采用WQCZ-56型煤巖體強度測定裝置對4220副巷頂板、煤幫進行了圍巖強度測試及窺探。在4220副巷1535m，1745m，1815m，2120m，2220m和2260m處布置6個測站，頂板鉆孔布置在頂板中間位置，煤壁鉆孔布置在距底板1.5m處，孔徑為56mm，孔深8m。同時采用水壓致裂法對四盤區(qū)4310工作面附近6個測點進行原巖應(yīng)力測試。

強度測試結(jié)果表明：4220副巷頂板巖層強度主要集中在20～40MPa之間，平均強度23.7MPa，其中基本頂砂巖部分強度較高，平均強度在80MPa左右，屬堅硬頂板。煤體強度主要集中在10～20MPa之間，平均強度13.2MPa。原巖應(yīng)力測試結(jié)果表明：4310工作面附近最大水平應(yīng)力為19.16MPa，最小為10.44MPa，垂直應(yīng)力為9.26MPa。工作面附近6個測點側(cè)壓系數(shù)均大于1，該區(qū)域以構(gòu)造應(yīng)力為主。

2 沿空掘巷小煤柱合理寬度的確定

留設(shè)煤柱的穩(wěn)定性對沿空掘巷圍巖的變形與控制起著至關(guān)重要的作用。上區(qū)段工作面回采完畢后，沿空巷道恰好處于基本頂關(guān)鍵巖層(未失穩(wěn)斷裂)的掩護之下，基本頂關(guān)鍵巖層結(jié)構(gòu)不僅承擔(dān)著自身的重量，還擔(dān)負著上覆巖層載荷，從而在采空區(qū)側(cè)煤體中存在一定范圍的減壓區(qū)。若留設(shè)的小煤柱寬度較小，煤柱易碎裂，承載能力弱，有可能導(dǎo)致基本頂關(guān)鍵巖層在煤體上方發(fā)生失穩(wěn)斷裂，沿空巷道和小煤柱均要承受垮落帶巖層的所有重量以及因巖層運動產(chǎn)生的巨大壓力，同時不利于錨桿錨固的穩(wěn)定及采空區(qū)的隔離；若留設(shè)的小煤柱寬度較大，增加煤柱的承載能力，但違背了沿空掘巷減少煤炭資源損失的原則，同時有可能把巷道布置在應(yīng)力升高的區(qū)域內(nèi)，不利于沿空巷道的掘進。因此小煤柱的寬度存在一個合理的值，既能是巷道和煤柱處于應(yīng)力降低區(qū)，減少煤炭資源的浪費；又能有效防止基本頂關(guān)鍵巖層斷裂、減緩其彎曲下沉，保證煤柱的承載能力和巷道圍巖的穩(wěn)定。

2.1 小煤柱寬度的理論分析

上工作面回采后，基本頂在采空區(qū)側(cè)煤柱彈塑性交界面處失穩(wěn)斷裂形成弧形平衡拱結(jié)構(gòu)，其中對沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性起決定性影響的巖塊，稱為關(guān)鍵巖塊[5]，其一端在邊緣煤柱內(nèi)斷裂，受到小煤柱和直接頂?shù)闹С校硪欢嘶剞D(zhuǎn)后與采空區(qū)矸石接觸，從而形成相對比較穩(wěn)定的鉸接結(jié)構(gòu)，如圖2所示，B為關(guān)鍵巖塊。小煤柱合理寬度的留設(shè)可劃分為3個區(qū)段進行考慮：開挖沿空巷道后形成的巷道圍巖破裂區(qū)X1；上區(qū)段工作面回采后，在采空區(qū)一側(cè)煤柱體內(nèi)邊緣形成的塑性區(qū)X2；小煤柱體內(nèi)處于3向應(yīng)力比較穩(wěn)定的彈性區(qū)X3，煤體完整性較好，適于錨桿索的錨固。

圖2 沿空掘巷小煤柱分區(qū)破壞模型

破裂區(qū)寬度L1按下式計算[6]

(1)

式中，B為巷道寬度，M為埋深，C為圍巖黏聚力，φ為內(nèi)摩擦角。

采空區(qū)側(cè)邊緣煤柱體內(nèi)塑性區(qū)X2的小煤柱寬度計算公式為：

(2)

式中，A為側(cè)壓系數(shù)，φ0為煤體內(nèi)摩擦角，C0為煤體黏聚力，K為應(yīng)力集中系數(shù)，H為巷道埋藏深度，γ為巖層平均體積力，P0為上區(qū)段平巷支架對下幫的支護阻力。

小煤柱體較穩(wěn)定彈性區(qū)X3考慮到煤層厚度和錨固區(qū)域的穩(wěn)定而增加的煤柱寬度的值為：

L3=(0.3～0.5)(R1+L2)

(3)

因此小煤柱合理的寬度D為：

D=L1+L2+L3

(4)

將成莊礦現(xiàn)場相關(guān)參數(shù)代入(1)～(4)式，其中L3的安全系數(shù)取0.3，算得：

D=3.3+2.1+0.3×5.4=7.02(m)

(5)

因此，理論計算沿空掘巷留設(shè)小煤柱合理寬度為7.5m。

2.2 小煤柱寬度的塑性破壞區(qū)分析

為了全面、系統(tǒng)地了解沿空掘巷不同寬度小煤柱的塑性破壞區(qū)分布特征，采用FLAC3D有限差分數(shù)值計算軟件對不同煤柱寬度進行針對性的模擬。

巷道沿煤層底板掘進，巷道斷面為矩形，寬4.52m，高3.1m。模擬方案：不受采動影響下，對煤柱寬度分別為3m，5m，7m及11m進行數(shù)值模擬研究。

通過對比不同煤柱尺寸下圍巖塑性破壞區(qū)(圖3)可以看出：沿空掘巷后，由于煤柱受煤層采動影響，其應(yīng)力狀況發(fā)生改變，不同寬度的煤柱使得煤柱內(nèi)部及巷道圍巖塑性破壞程度及分布不同。沿空掘巷小煤柱寬度為3m時，雖然巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，但受到工作面回采及沿空掘巷對圍巖擾動的影響，煤柱內(nèi)部塑性破壞區(qū)域已經(jīng)相互貫通，煤體破壞嚴重，錨桿不能錨固在完整穩(wěn)定的煤體中，錨固性能大幅降低，更有可能失效；沿空掘巷小煤柱寬度為5m時，從圖3(b)可以看出上區(qū)段采空區(qū)與沿空掘巷對煤柱擾動后的塑性破壞區(qū)半徑均為1.8m左右，采空區(qū)與沿空掘巷之間的煤柱內(nèi)部存在1.5m左右的彈性核穩(wěn)定區(qū)，不僅煤體完整性好且能承受較大的載荷，成莊礦所用錨桿長度為2.4m，完全可以錨固在彈性核穩(wěn)定區(qū)，充分發(fā)揮錨桿的錨固性能；沿空掘巷小煤柱寬度為7m時，采空區(qū)與沿空掘巷之間的煤柱內(nèi)部存在4m左右的彈性核區(qū)，沿空掘巷煤柱留設(shè)寬度為11m時，采空區(qū)與沿空掘巷之間的煤柱內(nèi)部存在8m左右的彈性核區(qū)，可以看出在一定范圍內(nèi)彈性核區(qū)隨著小煤柱寬度的增加而遞增，但上區(qū)段采空區(qū)與沿空掘巷對煤柱擾動后的塑性破壞區(qū)半徑基本保持不變。

圖3 不同煤柱尺寸圍巖塑性破壞區(qū)分布

從上述分析可知，沿空掘巷小煤柱寬度小于3m時，小煤柱煤體全部處于塑性破壞狀態(tài)，圍巖難以控制，易發(fā)生大變形而失穩(wěn)；沿空掘巷小煤柱寬度大于5m時，隨著小煤柱寬度的增加，在一定范圍內(nèi)彈性核區(qū)不斷增大，當小煤柱寬度增大到一定范圍時，沿空巷道可能位于應(yīng)力升高的區(qū)域，不利于巷道的掘井和穩(wěn)定，同時彈性核區(qū)的寬度存在一個合理的范圍(使錨桿可以充分錨固即可)，過量的彈性核區(qū)會加大煤炭資源的浪費；煤柱寬度為5m時，沿空掘巷與采空區(qū)之間將存在1.5m左右彈性核區(qū)，保證錨桿錨固在彈性核穩(wěn)定區(qū)，把巷道圍巖控制在允許的變形范圍之內(nèi)，有利于沿空巷道的掘井和維護。為保證巷道穩(wěn)定性且節(jié)約煤炭資源，通過小煤柱塑性破壞區(qū)的模擬分析，建議留設(shè)的小煤柱寬度不低于5m。

2.3 沿空掘巷煤柱的應(yīng)力數(shù)值分析

為了更加全面、深入地掌握沿空掘巷煤柱的強度和應(yīng)力分布特征，進一步確定煤柱內(nèi)沿空掘巷的合理位置，采用數(shù)值模擬軟件對4220回風(fēng)巷與4308采空區(qū)之間35m煤柱的應(yīng)力分布特征進行了模擬研究。

建模過程中嚴格按照成莊煤礦實際工程地質(zhì)狀況，數(shù)值計算模型如圖4所示。在計算中，模擬了4220巷掘進及4308工作面回采對煤柱內(nèi)部應(yīng)力分布的影響。

圖4 數(shù)值計算模型

通過分析4220巷掘進及4308工作面回采時煤柱內(nèi)部水平、垂直應(yīng)力分布(圖5)，可以得出：當4220巷掘進及4308工作面回采后，35m區(qū)段保護煤柱內(nèi)部的應(yīng)力值顯著增大。從圖5(a)可以看出，煤柱內(nèi)最大水平應(yīng)力達到44.35MPa，最大水平應(yīng)力集中分布在靠近采空區(qū)一側(cè)的煤柱偏上部，沿煤層傾斜方向的影響范圍為8～10m左右；從圖5(b)可以看出，煤柱內(nèi)最大垂直應(yīng)力達到63.01MPa，最大垂直應(yīng)力區(qū)域集中分布在工作面往煤柱一側(cè)2～8m的范圍內(nèi)，最大水平應(yīng)力集中區(qū)域的影響范圍要大于最大垂直應(yīng)力集中區(qū)域，隨著向煤柱內(nèi)部方向延伸，垂直應(yīng)力逐漸減小，但4308工作面的回采對整個煤柱內(nèi)部垂直應(yīng)力分布都有影響。

圖5 煤柱應(yīng)力分布

從上述分析可知，煤柱內(nèi)部最大應(yīng)力的分布對沿空掘巷位置(即小煤柱合理寬度的確定)有著至關(guān)重要的影響，若掘巷布置在靠近采空區(qū)一側(cè)2～8m的范圍內(nèi)，這個位置恰好處于最大水平及垂直應(yīng)力的疊加區(qū)域，沿空巷道的掘進及維護將會遇到很大的問題。此外，考慮到成莊礦4310工作面附近的地質(zhì)條件，在距采空區(qū)7m左右處，4220巷與采空區(qū)之間的聯(lián)絡(luò)橫川里有密閉墻，防止因漏風(fēng)而引起回風(fēng)巷瓦斯?jié)舛瘸?，采空區(qū)的密閉對于高瓦斯礦井尤為重要。因此，綜合考慮多方面因素的影響，最終確定小煤柱的合理寬度為10m。

3 留小煤柱沿空巷道圍巖控制研究

3.1 圍巖控制技術(shù)

根據(jù)成莊礦具體的地質(zhì)條件及小煤柱沿空掘巷的特點，沿空巷道服務(wù)年限較短，本區(qū)段工作面回采完畢后即將報廢，在圍巖不發(fā)生破壞失穩(wěn)和斷面滿足生產(chǎn)要求的前提下，允許巷道有一定的變形量。因此，在圍巖控制技術(shù)方面應(yīng)考慮如下幾點：

(1)支護形式與參數(shù)應(yīng)能適應(yīng)沿空巷道的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，盡量減小圍巖松散變形 沿空掘巷上覆巖層的活動規(guī)律具有多變性和不可控制性，把巷道變形量精確控制在具體值內(nèi)不可能實現(xiàn)。因此，只要保證巷道頂板與兩幫煤巖體在動壓影響下整體變形協(xié)調(diào)，就能顯著減少巷道變形量。

(2)保持頂板的完整性 沿空掘巷頂板一般比較破碎，為了保持頂板的完整性，應(yīng)采用高強度、高剛度的錨桿索組合支護系統(tǒng)。高強度要求錨桿索具有較大的破斷力；高剛度要求錨桿索應(yīng)施加較高的預(yù)緊力并實施加長或全長錨固；組合支護要求采用W鋼帶、金屬網(wǎng)等構(gòu)件。這種支護系統(tǒng)能夠保證頂板中形成次生承載結(jié)構(gòu)，有效阻止層間運動，減小頂板下沉量，避免出現(xiàn)錨固區(qū)內(nèi)外的離層、冒頂現(xiàn)象。

(3)提高小煤柱的承載能力與穩(wěn)定性 沿空掘巷小煤柱在整個巷道圍巖中破壞最嚴重，且小煤柱變形以向兩側(cè)移動為主，要求錨桿具有較高的抗破斷能力。錨桿錨固方式應(yīng)采用加長錨固，通過自由段錨桿長度提供一定的延伸率，使小煤柱向兩側(cè)有一定的變形量。為了保持小煤柱的完整性，應(yīng)采用鋼帶、鋼筋托梁與金屬網(wǎng)護表。簡而言之，小煤柱支護應(yīng)采用高強度、高剛度的支護系統(tǒng)，對煤柱提供較大的支護阻力，提高煤柱的強度和整體承載性能，抵抗小煤柱中主要破壞載荷的作用力。

布置錨桿時應(yīng)具體考慮兩個方面：一是適當加大錨桿密度，保證錨固范圍內(nèi)煤體的穩(wěn)定；二是合理布置上頂角和下底角錨桿的安裝角度，以增加小煤柱與其上下交界面之間的摩擦力，有效控制小煤柱整體壓出變形。

3.2 采動影響沿空巷道的變形分析

為了確定成莊礦4220沿空掘巷合理有效的支護方式及參數(shù)，對掘進期及4310工作面回采期的應(yīng)力、位移分布特征進行了系統(tǒng)的模擬分析，為沿空巷道圍巖的變形控制提供有利依據(jù)。

3.2.1 4220副巷掘進期的數(shù)值分析

從圖6可以看出：4220副巷掘進后，由于受采空區(qū)的影響，兩幫和頂?shù)装迕簬r體的應(yīng)力和位移分布情況出現(xiàn)了非對稱現(xiàn)象。從巷道掘進后垂直應(yīng)力分布來看，靠近采空區(qū)一側(cè)巷幫垂直應(yīng)力集中區(qū)域和集中程度大于靠近煤柱一側(cè)，最大垂直應(yīng)力值達到66.6MPa；從水平應(yīng)力來看，最大水平應(yīng)力集中區(qū)域集中在頂?shù)装逯胁?，大小?7.4MPa。從4220副巷掘進后圍巖位移場分布來看，頂板下沉量為51.6mm，底鼓量為34.2mm，靠近采空區(qū)一側(cè)巷幫變形為40.2mm，靠近煤柱一側(cè)巷幫變形為30.6mm。

圖6 沿空掘巷后煤柱應(yīng)力位移分布

3.2.2 4310工作面回采期的數(shù)值分析

從圖7可以看出：4310工作面回采后，煤柱內(nèi)部垂直應(yīng)力進一步增加，最大垂直應(yīng)力值仍出現(xiàn)在靠近4308采空區(qū)一側(cè)。煤柱內(nèi)水平應(yīng)力受4310工作面回采的影響發(fā)生了較大改變，4220副巷頂板成了水平應(yīng)力的最大集中區(qū)域，且集中區(qū)域明顯增大，最大水平應(yīng)力值也增大到了48.07MPa。根據(jù)應(yīng)力對巷道變形的影響，可知水平應(yīng)力的增加對巷道的頂板變形影響較大。從4310工作面回采后4220副巷表面位移來看，頂板下沉量122.2mm，較4310工作面回采前增加了70.6mm，變形明顯；底鼓量44.9mm，較先前有少量增加；4220副巷靠近4310工作面一側(cè)巷幫最大水平位移為64.1mm，較回采前增加了33.5mm；4220副巷靠近4308工作面一側(cè)巷幫變形量為39.7mm，較先前基本不變。

圖7 4310工作面回采后應(yīng)力位移分布

通過以上數(shù)值模擬數(shù)據(jù)可以看出，4310工作面回采后，頂板和靠近4310工作面一側(cè)的巷幫變形較大，在確定支護方式及參數(shù)時應(yīng)重點考慮。

3.3 支護參數(shù)的確定

依據(jù)留小煤柱沿空掘巷的圍巖控制技術(shù)特點，結(jié)合具體的現(xiàn)場工程地質(zhì)條件，運用模擬軟件，分別對成莊礦4220副巷的錨桿錨索、索間排距、直徑及長度等支護參數(shù)進行模擬分析，最終確定高預(yù)應(yīng)力高強度錨桿索組合支護系統(tǒng)。

3.3.1 頂板支護參數(shù)

頂板錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼高預(yù)應(yīng)力錨桿，桿體直徑22mm，錨桿長度為2400mm；錨桿間排距0.95m×1m，每排布置5根錨桿；采用2支錨固劑錨固，1支規(guī)格為MSK2335，另1支規(guī)格為MSZ2360，鉆孔直徑為28mm，錨固長度為1300mm。頂錨桿相應(yīng)配套構(gòu)件為120mm×120mm×10mm的拱型高強度托板(配合高強度球形墊圈和塑料減摩墊片)、規(guī)格為W235/250/4-4100-5的W型鋼帶和規(guī)格為5.0m×1.2m的硬金屬網(wǎng)。頂板錨桿預(yù)緊力矩不低于400N·m。

頂板錨索采用φ22mm×7300mm高強度預(yù)應(yīng)力鋼絞線，采用3支樹脂錨固劑錨固，1支規(guī)格為MSK2335，2支規(guī)格為MSZ2360。錨索呈三花布置，第1排錨索2根(間距1520mm)，第2排錨索1根(頂板中間處)，排距為1.0m。錨索鋼托板規(guī)格為300mm×300mm×16mm的高強度可調(diào)心托板及配套鎖具，承載能力不低于600kN，頂板錨索預(yù)緊力不低于250kN。4220副巷頂板支護布置如圖8所示。

圖8 4220副巷頂板支護參數(shù)

3.3.2 兩幫支護參數(shù)

巷幫兩側(cè)錨桿采用φ22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼高預(yù)應(yīng)力錨桿，錨桿預(yù)緊力矩不低于400N·m。采用2支樹脂錨固劑錨固，1支規(guī)格為MSK2335，另1支規(guī)格為MSZ2360，鉆孔直徑為30mm，錨固長度為1208mm。錨桿排距為1000mm，每排4根錨桿，間距為800mm。W鋼護板規(guī)格為250mm×350mm×5mm，兩邊壓邊；托板規(guī)格為120mm×120mm×10mm，托板材料鋼號不低于Q235；金屬網(wǎng)規(guī)格為3.0m×1.2m。

巷幫錨索采用低松弛高預(yù)應(yīng)力鋼絞線，直徑為17.8mm，長度為4.3m，采用3支樹脂錨固劑錨固，1支規(guī)格為MSK2335，2支規(guī)格為MSZ2360。采空區(qū)側(cè)以“邁步”式布置，排距為1.0m；煤柱側(cè)錨索每排1根居中布置，排距2.0m。所有錨索預(yù)緊力不低于150kN。相應(yīng)配套構(gòu)件均與頂板采用的相同。

4220副巷巷幫支護布置如圖9所示。

圖9 4220副巷巷幫支護參數(shù)

4 井下工程應(yīng)用效果分析

為了監(jiān)測成莊礦4310工作面中的4220副巷圍巖活動規(guī)律及支護效果，巷道掘進期間在4220副巷不同位置安裝了10組表面位移測站，測站分別安裝在距巷口130m，232m，471m，530m，760m，900m，1120m，1231m，1374m和1519m左右處，對不同位置的巷道圍巖變形進行了動態(tài)監(jiān)測。這些典型測站觀測結(jié)果表明：4220副巷在掘進期間兩幫收斂量控制在250mm，頂板下沉量控制在100mm以內(nèi)，支護效果良好；在回采期間，4220副巷在超前回采工作面200m以外，巷道圍巖基本上和掘進期間圍巖一樣變化較小；在超前回采工作面0～200m之間，巷道頂板和兩幫也基本上沒有發(fā)生變化，主要是煤層底板的底鼓，兩幫移近量在300mm左右，在允許的安全范圍之內(nèi)，能滿足4310工作面的回采要求。在整個副巷服務(wù)期間，未發(fā)生錨桿索破斷、鋼帶撕裂及支護結(jié)構(gòu)大面積失效等現(xiàn)象，說明高預(yù)應(yīng)力強力錨桿索支護系統(tǒng)控制圍巖變形能力強，在巷道臨近采空區(qū)沒有穩(wěn)定并且在復(fù)用巷道煤柱內(nèi)掘進的情況下，有效地控制了圍巖強烈變形。

5 結(jié)論

(1)通過對沿空掘巷煤柱塑性破壞區(qū)的數(shù)值模擬得出：小煤柱寬度小于3m時，煤柱內(nèi)全部處于塑性破壞狀態(tài)；小煤柱寬度大于5m時，煤柱內(nèi)部存在1.5m的彈性核區(qū)，并隨著小煤柱寬度的增加而不斷增大。

(2)通過對煤柱內(nèi)部應(yīng)力數(shù)值模擬分析得出：4308工作面回采后，煤柱內(nèi)部應(yīng)力顯著增大，最大水平應(yīng)力達到44.35MPa，集中分布在采空區(qū)一側(cè)，影響范圍為8～10m；最大垂直應(yīng)力達到63.01MPa，集中分布在采空區(qū)往煤柱一側(cè)2～8m的范圍內(nèi)。

(3)從理論模型計算、塑性破壞區(qū)數(shù)值模擬和煤柱的應(yīng)力數(shù)值分析三個方面探討了沿空掘巷小煤柱寬度，同時結(jié)合現(xiàn)場具體的生產(chǎn)地質(zhì)情況，綜合考慮各方面影響因素，最終確定小煤柱的合理寬度為10m。

(4)根據(jù)成莊礦具體的地質(zhì)條件及小煤柱沿空掘巷的特點，提出了4220副巷圍巖控制的對策。同時通過對動壓影響下沿空巷道的數(shù)值模擬分析，制定了高預(yù)應(yīng)力高強度錨桿索組合支護系統(tǒng)，并確定了相應(yīng)支護參數(shù)。井下試驗結(jié)果表明巷道服務(wù)期間圍巖變形控制效果顯著，為礦井后續(xù)沿空掘巷的使用提供技術(shù)依據(jù)。

[1]張 煒，張東升，陳建本，等.孤島工作面窄煤柱沿空掘巷圍巖變形控制[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報，2014，43(1)：36-42.

[2]李 磊，柏建彪，王襄禹，等.綜放沿空掘巷合理位置及控制技術(shù)[J].煤炭學(xué)報，2012，37(9)：1564-1569.

[3]王德超，李術(shù)才，王 琦，等.深部厚煤層綜放沿空掘巷煤柱合理寬度試驗研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2014，33(3)：539-548.

[4]華心祝，劉 淑，劉增輝，等.孤島工作面沿空掘巷礦壓特征研究及工程應(yīng)用[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2011，30(8)：1646-1652.

[5]侯朝炯，李學(xué)華.綜放沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性原理[J].煤炭學(xué)報，2001，26(1)：1-7.

[6]劉增輝，高 謙，華心祝，等.沿空掘巷圍巖控制的時效特征[J].采礦與安全工程學(xué)報，2009，26(4)：465- 469.

[7]劉金海，姜福興，王乃國，等.深井特厚煤層綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度研究[J].采礦與安全工程學(xué)報，2009，26(4)：465- 469.

[8]鄭西貴，姚志剛，張 農(nóng)，等.掘采全過程沿空掘巷小煤柱應(yīng)力分布研究[J].采礦與安全工程學(xué)報，2012，29(4)：459-465.

[9]何富連，陳建余，鄒喜正，等.綜放沿空巷道圍巖卸壓控制研究[J].煤炭學(xué)報，2000，25(6)：589-592.

[10]康紅普，牛多龍，張 鎮(zhèn)，等.深部沿空留巷圍巖變形特征與支護技術(shù)[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2010，29(10)：1977-1987.

[11]柏建彪.沿空掘巷圍巖控制[M].徐州：中國礦業(yè)大學(xué)出版社，2006.

[12]陸士良.錨桿錨固力與錨固技術(shù)[M].北京：煤炭工業(yè)出版社，1998.

[責(zé)任編輯：林健]

Rational Width of Small Coal-pillar along Gob and Surrounding Rock Control Technology

GUO Xiang-ping1,2

(1.Coal Mining & Designing Department, Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Beijing 100013, China2.Coal Mining & Designing Branch, China Coal Research Institute, Beijing 100013, China)

Applying theoretical calculation and numerical simulation to researching rational width of small coal-pillar along gob in 4310 full-mechanized caving mining face, plastic zone range and stress distribution characteristic of coal-pillar under different coal-pillar widths was analyzed.Combining actual geological and mining condition, rational coal-pillar width was determined to be 10m.According to current supporting theory, deformation control of surrounding rock of 4220 roadway was selected.By numerically analyzing deformation characteristic of roadway influenced by mining, supporting projection of anchored bolt and cable with high pre-stress and high strength and supporting parameters were obtained.Practice showed that supporting effect of the supporting project was obvious which improved coal mining ratio and provided reference for later driving roadway along gob.

mining influence；driving roadway along gob；coal-pillar width；plastic failure zone；stress distribution

2014-06-09

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.015

國家科技支撐計劃課題(2012BAK04B06)；天地科技公司研發(fā)項目(KJ-2013-TDKC-05)；天地科技開采設(shè)計事業(yè)部生產(chǎn)力轉(zhuǎn)化項目(KCSJ-SCLZH-2012-01)

郭相平(1980-)，男，安徽廬江人，工程師，碩士研究生，長期從事巷道支護的研究與推廣工作。

郭相平.采動影響沿空掘巷小煤柱合理寬度與圍巖控制技術(shù)[J].煤礦開采，2014，19(6)：54-59，16.

TD353

A

1006-6225(2014)06-0054-06