郭重托，李 杰，柏建彪，張偉光

(1.伊犁永寧煤業(yè)化工有限公司，新疆 伊犁 835000；2.新疆工程學院 礦業(yè)工程與地質學院，新疆 烏魯木齊 830023)

我國煤炭資源儲量豐富，煤層賦存厚度具有多樣性，其中厚及特厚煤層儲量占國內(nèi)總儲量的40%。綜合機械化放頂煤開采作為特厚煤層的一種開采方式，因具有工作面單產(chǎn)大、單位時間開采效率高、經(jīng)濟效益顯著等特點被廣泛應用[1-3]。但超大的開采空間給工作面和回采巷道帶來了復雜劇烈的礦壓現(xiàn)象，頂板失穩(wěn)、煤柱片幫時常發(fā)生[4-7]。為緩解強礦壓顯現(xiàn)，保證工作面安全回采，礦井多采用留設寬煤柱(30～50m)的方式來“抵御”由工作面回采在側向形成的高支承應力。但在實際礦井應用中并未取得理想效果，寬煤柱“消除”工作面強動壓顯現(xiàn)作用有限，反而由于寬煤柱的留設造成了煤炭資源的極大浪費，違背了現(xiàn)階段安全高效、資源節(jié)約型礦井的建設理念[8-10]。因此，特厚煤層綜放開采條件下合理煤柱寬度的確定對于沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性至關重要。

近年來，國內(nèi)學者針對沿空掘巷圍巖變形機理和穩(wěn)定控制技術開展了系列研究，取得了頗豐的研究成果。董合祥[11]基于內(nèi)外應力場理論，分析了選文背景下的工作面基本頂斷裂位置，同時結合窄煤柱護巷圍巖控制難點，給出了錨桿-錨索-鋼帶桁架強力聯(lián)合支護技術，有效控制了圍巖的變形。童榮等[12]數(shù)值分析了不同煤柱寬度時煤柱圍巖塑性區(qū)演化和圍巖應力分布規(guī)律，并對現(xiàn)場進行了生產(chǎn)指導。陳曉祥等[13]基于正交試驗設計和方差分析，對影響沿空掘巷圍巖穩(wěn)定的因素進行分析，確定了在煤柱寬度、煤體內(nèi)摩擦角、煤體內(nèi)聚力、頂板強度、直接頂厚度等諸多因素中，煤柱寬度對于巷道頂?shù)装寮皟蓭蛧鷰r移近量影響最大。盧帥峰等[14]基于窄煤柱內(nèi)部破壞特征，揭示了沿空掘巷窄煤柱變形破壞機理，認為窄煤柱失穩(wěn)是由于錨桿未能有效控制煤柱內(nèi)部內(nèi)裂隙區(qū)的張拉破壞。王德超等[15]通過相似模擬實驗研究了深井掘巷期間不同煤柱寬度時煤柱幫圍巖垂直應力變化特征，呈現(xiàn)由三角形向梯形變化趨勢。程利興等[16]針對深井高應力軟巖巷道沿空掘巷時，圍巖5種典型的破壞特征進行分析，揭示了該類地質條件下巷道大變形主要驅動力是塑性區(qū)劣化后的進一步流變和強烈擴容變形。續(xù)晉紅等[17]對試驗工作面進行了系列地質力學測試，分析了孤島工作面沿空掘巷圍巖破壞規(guī)律，提出了高強穩(wěn)定型圍巖控制策略，實現(xiàn)了孤高工作面安全、快速回采。付書俊等[18]采用理論分析和數(shù)值計算雙重方法，研究了迎采動工作面沿空掘巷期間各階段圍巖受力特征，提出了針對性的階段圍巖控制技術，保證了工作面安全回采。

然而，上述研究成果多傾向于沿空掘巷圍巖的破壞機理及控制技術，針對特厚煤層綜放開采沿空掘巷合理護巷煤柱寬度確定研究較少。本文以伊犁潘津煤礦2302工作面回風巷為試驗巷道，對沿空掘巷合理煤柱寬度及穩(wěn)定性進行探究。

1 工程概況

伊犁潘津工業(yè)煤礦位于潘津鄉(xiāng)蘇拉宮村境內(nèi)，主采的23#—25#煤層位于+730m水平，埋深為220m左右，煤層走向75°，傾向165°，平均傾角16°，煤層厚度12.49～20.87m，平均厚度17.03m；頂板為粉砂巖，泥質膠結，為半堅硬巖層、性脆，平均厚度約21.62m；底板為深灰色粉砂巖，致密、泥質膠結，具裂隙，平均厚度約1.6m。在2301工作面采空區(qū)頂板垮落較為完全后，開掘2302工作面回風巷未掘段巷道。2302工作面巷道布置如圖1所示。

圖1 2302工作面巷道布置

2 沿空掘巷窄煤柱合理寬度理論計算

2.1 窄煤柱寬度影響因素分析

根據(jù)極限平衡理論[11]可知，巷道開拓后其周圍原巖地層應力重新分布，高強度的集中應力作用于煤柱幫并由煤柱幫表面逐漸向深部圍巖擴散，使煤柱幫巖體由表至深賦存于塑性區(qū)域和彈性區(qū)域。煤柱圍巖表面至塑性區(qū)邊界處距離稱之為極限平衡區(qū)寬度X0，其表達式如下：

式中，X0表示塑性區(qū)寬度，m；m為煤層平均采厚；K為應力集中系數(shù)；γ為巖層平均容重，N/m3；Px為對煤幫的支護阻力，kN；A為側壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，泊松比μ；φ0為內(nèi)摩擦角；C0為黏結力；H為煤層埋深，m。

窄煤柱合理寬度的計算模型如圖2所示，公式如下：

圖2 窄煤柱寬度計算模型

B=X1+X2+X3

(2)

式中，B為窄煤柱寬度，m；X1為工作面開采后在采空側煤體中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，m，即為極限平衡區(qū)寬度X0；X3為錨桿長度，m；X2為考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定系數(shù)，按(X1+X3)(10%～30%)計算。

采用單因素變量法探究側壓系數(shù)、煤層平均采高、煤層埋深以及煤幫支護阻力4種因素對于窄煤柱合理寬度的影響規(guī)律，影響作用如圖3所示。

圖3 不同因素對煤柱寬度的影響作用

由圖3可知，在側壓系數(shù)、煤層平均采高、煤層埋深以及煤幫支護阻力這4種因素中，前3種因素與煤柱寬度成正相關變化，后者與煤柱寬度成負相關變化。由圖3(a)—圖3(c)中可以看出，隨著影響因素(側壓系數(shù)、煤層平均采高以及煤層埋深)的增大，煤柱寬度也隨之增大，煤柱合理寬度取值范圍的上下極限差值也隨之增大。其中側壓系數(shù)與煤層平均采高對煤柱寬度的影響相似，而煤層埋深在前100m范圍內(nèi)對煤柱寬度的影響程度較大。此外，從圖3(d)中可以看出，隨著煤柱支護阻力的增大，煤柱寬度隨之減小，但煤柱合理寬度取值范圍的上下極限差值幾乎不發(fā)生變化。

通過上述4種因素對窄煤柱寬度影響的對比分析可知，煤柱支護阻力對窄煤柱寬度的影響較小，主要是通過外部支護材料對煤柱施加一個外力，它對于煤柱圍巖自身物理力學性質影響程度較小，不足以從根本上改變煤柱的力學性質。而前三者中，側壓系數(shù)的變化會改變煤柱圍巖的力學性質，影響圍巖的應力集中程度和區(qū)域；煤層平均采高的變化，不僅改變圍巖揭露面積，影響應力變化范圍，進一步改變頂板及兩幫裂隙的再發(fā)育程度；煤層埋深的變化不僅改變圍巖應力的變化，更為重要的是改變圍巖的物理力學性質，硬度及脆度等方面。綜上所述，前三者主要通過改變圍巖自身承載特性影響煤柱寬度，后者主要是采用外力干擾的作用影響煤柱寬度。

2.2 潘津工業(yè)煤礦窄煤柱合理寬度理論計算

由2302工作面地質生產(chǎn)條件和礦壓數(shù)據(jù)監(jiān)測可知，煤層平均采厚m，取2.8m；側壓系數(shù)A=μ/(1-μ)，泊松比μ=0.31，A=0.45；內(nèi)摩擦角φ，取28°；黏結力C0，取5MPa；應力集中系數(shù)K，取1.6；巖層平均容重γ，取0.03N/m3；煤層埋深H，取220m；對煤幫的支護阻力Px，取0.4MPa。

將上述參數(shù)帶入式(1)(2)中，得X1=2.686m，錨桿長度X3，取2.2m，X2=0.489～1.466。得出B=5.374～6.352。為節(jié)約煤炭資源，最終確定煤柱寬度為6m。

3 窄煤柱寬度對巷道圍巖穩(wěn)定性影響

3.1 不同煤柱寬度巷道圍巖變形規(guī)律

為了研究不同煤柱寬度情況下2302工作面回風巷道圍巖內(nèi)部應力分布規(guī)律，建立FLAC3D數(shù)值模擬模型，如圖4所示，數(shù)值計算模型尺寸為300m×4m×80m。模型計算順序：確立模型→平衡計算→潘津工業(yè)煤礦2301工作面回采計算結束→2302工作面回風巷道掘進→計算結果輸出與分析。各巖層的物理力學參數(shù)見表1。

圖4 數(shù)值計算模型

表1 巖層力學參數(shù)

在模擬2302工作面回風巷道掘進后，從上文中所建立FLAC數(shù)值計算模型導出不同煤柱寬度方案，即煤柱寬度4m、6m、10m、15m時的巷道兩幫水平位移如圖5所示。

圖5 不同寬度煤柱巷道圍巖位移

從巷道圍巖位移云圖中可以發(fā)現(xiàn)隨著煤柱寬度從4m增大到15m的過程中，巷道兩幫的位移并不僅時單純的增加或減小，不同寬度煤柱變形量變化規(guī)律如圖6所示的。

圖6 不同寬度煤柱變形量

從圖6中可以看出雖然4m煤柱也處在最終巷道的側向采動壓力的壓力降低區(qū)，但是由于其在掘進過程中受到采動擾動的影響，失去了承載能力，導致其變形反而比之后的6m煤柱要大，而當煤柱寬度為10～15m時，由于其處于工作面?zhèn)认虿蓜討Φ姆逯祬^(qū)，其最終的水平變形較6m煤柱也較大，當煤柱寬度取6m范圍時，雖然其在掘進受采動擾動期間會承受一定階段的側向采動應力峰值影響，但是其將在掘進后長期處于側向采動應力的應力降低區(qū)，是有利于巷道長期穩(wěn)定的，從圖6中也可看出，留設6m煤柱時巷道圍巖變形得到了有效的控制。

綜上所述，在考慮到要設法使2302工作面回風巷道煤柱長期處于側向采動壓力的壓力減低區(qū)內(nèi)，結合窄煤柱寬度確定的極限平衡理論確定2302工作面回風巷道的保護煤柱寬度應取值6.0m。

3.2 工程應用效果分析

2302工作面回風巷道掘巷期間基本支護方案：頂錨桿使用?22mm×L2400mm高強錨桿，間排距為800mm×800mm，每排6根，頂部錨桿垂直于頂板(其中頂角錨桿外偏15°)打設；配套使用高強錨桿螺母M24，配合高強度萬向球和1010尼龍墊圈，采用高強度拱形托盤，尺寸為150mm×150mm×10mm，拱形不低于36mm。兩幫采用?20mm×L2200mm高強錨桿，間排距為800×800mm，每排4根，幫部錨桿垂直于幫部墻體(其中幫角錨桿外偏15°)打設。

頂錨索使用?17.8mm×8300mm的礦用錨索，錨索沿頂板呈“2-1-2”布置，配合鋼筋梯子梁縱向布置，2根錨索間距為3000mm，排距為800mm，配套使用300mm×300mm×16mm的高強度托盤，配套高強度鎖具；巷道頂部鋪設網(wǎng)孔規(guī)格為100mm×100mm的鋼筋網(wǎng)，規(guī)格為4600mm×900mm。

煤柱幫上部錨索使用?15.24mm×4300mm的礦用錨索，下部錨索使用?15.24mm×5300mm的礦用錨索，錨索沿巷道走向布置兩排，下部錨索距底板1200mm，傾角10°，錨索間距為1000mm，排距為800mm，配套使用300mm×300mm×16mm的高強度托盤，配套高強度鎖具。

在2302工作面回風巷每隔20m布置一個位移監(jiān)測點，監(jiān)測沿空掘巷期間巷道圍巖變形量，監(jiān)測數(shù)據(jù)如圖7所示。監(jiān)測結果顯示：沿空掘巷期間，巷道表面圍巖位移出現(xiàn)明顯的階段態(tài)勢：變形劇烈階段(0～160m范圍內(nèi))，2301工作面采空區(qū)頂板活動劇烈，尚未完全穩(wěn)定，受巷道掘進應力擾動，巷道圍巖發(fā)生較大范圍的塑性破壞，圍巖變形量增加。監(jiān)測數(shù)據(jù)顯示，該階段巷道兩幫及頂?shù)装謇鄯e移近量分別達到218mm、139mm，兩幫移近以窄煤柱移近為主，占兩幫總移近量的60%左右；變形穩(wěn)定階段(160m范圍外)，2301工作面采空區(qū)頂板垮落較為完全，頂板活動趨于穩(wěn)定，應力環(huán)境逐漸趨同于傳統(tǒng)沿空掘巷。監(jiān)測數(shù)據(jù)顯示，該階段巷道圍巖變形量趨于穩(wěn)定，圍巖變形速度基本在2mm/d附近波動，累積變形量較小。

圖7 沿空掘巷期間巷道圍巖位移監(jiān)測曲線

2302工作面回風巷道在掘巷期間，巷道斷面開拓輪廓無明顯變形，錨桿、錨索支護材料無拉斷脫錨現(xiàn)象，圍巖控制效果顯著。

4 結 論

1)采用極限平衡理論計算得到2302工作面沿空掘巷小煤柱合理留設寬度為6m，并通過數(shù)值計算驗證了其合理性。

2)側壓系數(shù)、采高、埋深及煤柱支護阻力4個因素中，前三者逐漸增大，煤柱寬度也隨之增大，煤柱合理寬度取值范圍的上下極限差值也隨之增大。而后者逐漸增大，煤柱寬度隨之減小，但煤柱合理寬度取值范圍的上下極限差值幾乎不發(fā)生變化。造成這一現(xiàn)象的主要原因是前三者主要通過改變圍巖自身承載特性影響煤柱寬度，后者主要是采用外力干擾的作用影響煤柱寬度。

3)工程實踐表明，2302工作面回風巷道在掘巷期間，留設6m窄煤柱后，巷道斷面開拓輪廓無明顯變形，錨桿、錨索支護材料無拉斷脫錨現(xiàn)象，圍巖控制效果顯著。