0 引 言
一般回采工作面煤柱的宽度要根据地质条件、采煤方法、矿压规律等因素共同决定。窄煤柱沿空掘巷技术就是沿采空区的边缘留窄煤柱，布置准备工作面的区段巷道，一般窄煤柱留设宽度为3～8 m[1]。采用窄煤柱沿空掘巷工艺，具有资源采出率高、巷道围岩变形量小、巷道维护量少、采空区通防管理简单等特点[2-4]，其中窄煤柱合理宽度的确定是该技术成功实施的关键[5]。研究表明[6]，上区段工作面开采后，基本顶断裂线的位置对于窄煤柱稳定性及巷道变形有着重要的影响。通过对围岩结构破断特征的研究，得出了围岩大、小结构对巷道变形的控制结论[7]；通过对沿空掘巷上覆结构稳定与控制研究，认为关键块的稳定是控制巷道围岩矿压显现程度的核心[8]；通过对应力演化特征的研究[9-11]，认为沿空巷道两帮围岩应力、位移存在差异性，有必要考虑采取巷道两帮非对称支护方案。中厚煤层工作面间窄煤柱技术已在山东兖州、新汶、淄博，山西大同等矿区进行了推广应用，甚至部分矿区厚-特厚煤层开采也采用了窄煤柱开采技术。沿空掘巷另一个关键就是采用合适的支护方式和支护参数，巷道支护设计是否合理，能否承受采动矿压影响，决定着综采工作面能否安全回采[12-14]。目前，南梁煤矿3-1煤工作面间煤柱留设宽度为15 m，且井田优质煤炭储量有限，为减少煤炭损失、提高资源采出率，延长矿井服务年限，窄煤柱沿空掘巷技术亟需推广实施。因此，笔者对南梁煤矿综采工作面煤柱的最小宽度及其支护方案进行了研究。
1 工程概况
南梁井田属于神府矿区，南梁煤矿30100工作面位于井田东南部，埋深约为100 m，北侧为30102采空区，西南侧为30001采空区，东侧为30100工作面开切眼，东南侧为井田边界，走向长度为1 048 m，倾向长度210 m，采用综合机械化采煤工艺，主采3-1煤层(近水平煤层)，采高2 m。30100工作面为窄煤柱沿空掘巷首个试验工作面，30100辅助运输巷沿30102工作面运输巷留适当宽度的窄煤柱掘进。工作面顶底板地质概况见表1。
表1 30100工作面煤层顶底板情况
Table 1 Roof and floor condition of No.30100 working face
顶底板岩性平均厚度/m特征基本顶粉砂岩8.5泥质胶结,水平层理,局部夹有粉砂岩薄层直接顶细粒砂岩1.0泥质胶结,水平层理,局部夹有泥岩薄层,易垮落直接底粉砂质泥岩1.0块状层理发育,局部夹有细砂岩薄层基本底粉砂岩4.0块状层理,硬度中等
2 窄煤柱合理宽度的确定
2.1 上区段基本顶破断位置深入煤壁的距离
对沿空掘巷稳定性影响最大的岩层主要是基本顶，因此，需要研究工作面端头基本顶断裂后形成的弧形三角块结构的运动、稳定对沿空掘巷围岩稳定的影响。上区段工作面基本顶在实体煤侧为固支边，端头基本顶的垮落特征：在工作面端头部位的破断线呈弧形，形成弧形三角块B(三角块B与实体煤侧的岩体A、采空区侧的块体C形成铰接结构，简称为三角块结构)，如图1所示。
图1 沿空掘巷三角块结构模型
Fig.1 Section diagram of triangular block structure model for gob-side entry driving
基本顶在侧向煤壁内的断裂位置对沿空掘巷三角块结构的稳定性影响很大，它影响采空区侧向煤体中的应力分布规律、窄煤柱宽度的合理确定、巷道围岩的完整性及外部力学环境。基本顶之上的软弱岩层可视为作用于其上的载荷，受到工作面采动影响之后，三角块B上部的软弱岩层与其上部硬岩层离层、失去力的传递。三角块B以给定变形作用于下方的直接顶和煤体。工作面回采后，基本顶破断位置基本位于煤体弹塑性交接处，破断后的基本顶以弹、塑性区分割线为旋转轴向采空区旋转下沉，断裂位置深入煤壁的距离X0，可用式(1)计算[15]。
(1)
其中：m为工作面采高，取2 m；A为侧压系数，取0.25；φ0为煤体内摩擦角，取30°；C0为煤体黏聚力，取4 MPa；K为应力集中系数，取1.5；γ为上覆岩层平均容重，取18 MN/m3；H为巷道埋深，取100 m；PZ为上区段工作面巷道煤帮的支护强度，取0.25 MPa。代入式(1)可得X0=2.53 m。
2.2 窄煤柱合理宽度确定
煤柱宽度是影响煤柱稳定和沿空掘巷围岩稳定的重要因素，是沿空掘巷成功与否的关键。根据极限平衡理论，窄煤柱合理宽度(图2)为[16]
B=x1+x2+x3
(2)
式中：B为窄煤柱宽度，m；x1为采空区影响的塑性区宽度，m；x2为窄煤柱帮采用的锚杆有效长度，并且按照15%富裕系数增加宽度，m；x3为煤柱宽度富裕系数，由于开采煤层为中厚煤层，为保持煤柱稳定取x3=0.2(x1+x2)。
x1=X0，将式(1)代入式(2)可以得：
(3)
其中：L′为锚杆有效长度，取1.3～1.8 m，代入式(3)，得合理窄煤柱宽度B=4.83～5.55 m，可取整数5 m。
图2 窄煤柱合理宽度计算
Fig.2 Calculating chart of reasonable width of small coal pillar
3 巷道支护方案及参数确定
3.1 巷道支护方案及参数确定
巷道支护通过采用锚杆、锚索等构件将围岩应力传递至围岩深部，提高围岩的整体性和强度，从而在巷道岩体内形成一个完整稳定的承载圈，达到主动支护的目的。
3-1煤直接顶岩层分层数中等、单层厚度中等，岩性主要以细砂岩、粉砂岩以及互层为主，含少量泥岩，软弱夹层发育较少，岩石以水平层理为主，可视为层状顶板，因此选用组合梁理论较为合理。
3-1煤工作面辅助运输巷断面设计为矩形，宽为5 m，高2.4 m。神府矿区周边矿井回采巷道(含开切眼)多为锚网索联合支护，且现场施工技术成熟、经验丰富，故采用此支护方式对试验巷道进行支护。因埋藏浅、煤体强度大，正常回采巷道帮部不需要支护，经工程类比决定暂不对回采侧帮支护。具体支护参数如图3所示。
图3 巷道设计支护断面
Fig.3 Section diagram of roadway design support
1)锚杆支护参数。顶板采用ø20 mm×2 200 mm型左旋螺纹钢锚杆，间排距1 000 mm×900 mm，每排5根，每根锚杆选用1支MSK2350树脂药卷。锚杆托板采用国家标准的Q235钢托板，规格为100 mm×100 mm×8 mm。锚杆锚固力不小于50 kN，预紧力不小于30 kN。帮锚杆支护参数：ø16×2 000 mm，间排距900 mm×1 000 mm，锚固长度600 mm，副帮(非回采侧)3根锚杆，正帮(回采侧)不支护。采用国家标准的Q235钢托板，规格为100 mm×100 mm×8 mm。锚杆锚固力不小于50 kN，预紧力不小于30 kN。
2)锚索支护参数。顶板布置两排ø 15.24 mm×6 000 mm型锚索，支护间、排距均为2.0 m，用K2350型树脂锚固剂2卷，锚索预紧力不小于100 kN。锚索托盘采用Q235钢，规格为12 mm×300 mm×300 mm。局部破碎地段进行加强支护。巷道顶板铺设ø 6 mm钢筋网，网孔100 mm×100 mm，网片规格(宽×长)1 100 mm×4 800 mm，煤柱侧帮部使用网片规格为(宽×长)1 100 mm×2 800 mm。
3.2 巷道支护稳定性数值模拟
3.2.1 模型建立
根据南梁煤矿30100工作面生产地质条件，模拟工作面沿空掘巷窄煤柱的留设及其稳定性。模型尺寸为长×宽×高=150 m×120 m×39 m；模拟3-1煤，厚度2 m，30100工作面沿空巷断面为5.0 m×2.4 m(宽×高)；将巷道及窄煤柱、实体煤一侧煤体划分为0.5 m×0.5 m×0.5 m(长×宽×高)的网格；工作面沿Y轴方向推进，采用Mohr-Coulomb本构模型，应变模式采用大应变变形模式，采用Brick单元体模拟煤岩层，模型底部限制垂直移动，上部施加覆岩等效载荷，模型前后和侧面限制水平移动；上边界载荷按平均采深100 m计算，煤岩物理力学参数见表2。
表2 煤岩样物理力学参数
Table 2 Physical and mechanical parameters of coal and rock samples
岩层体积模量/GPa泊松比剪切模量/GPa容重/(104kN·m-3)内摩擦角/(°)黏聚力/MPa3-1煤220.2513.201.432518粉砂岩250.2513.202.602520细粒砂岩260.2018.752.603530中粒砂岩220.1917.232.403228砂岩泥岩互层200.309.202.602515
3.2.2 模拟结果分析
基本顶三角块结构的稳定性变化过程为：上区段工作面回采后采空区上覆岩层冒落形成该结构，沿空掘巷对该结构扰动，本区段工作面回采时超前支承压力对该结构作用，其稳定性是一个从掘巷前的稳定状态→掘巷期间的扰动→掘巷后的稳定→工作面采动影响稳定状态改变的动态响应过程。其稳定状况主要可分为掘巷前、掘巷后及工作面采动影响3个阶段。
1)巷道掘进后支护稳定性分析。应力演化特征(图4)。窄煤柱宽5 m沿空掘巷时，巷道两侧围岩应力分布有显著差异；垂直应力在巷道顶板影响范围增大，垂直应力峰值点增高；水平应力在巷道两侧的峰值发生前移，窄煤柱侧应力大小变化较小，在煤体强度允许范围内，可见该支护技术参数对掘进期间巷道围岩稳定可起到有效控制作用。
位移演化特征(图5)。上区段工作面回采待应力调整平衡后，实体煤侧(无支护)的位移普遍小于窄煤柱侧(有支护)，其中水平位移变化明显，但在掘进期间属于可控范围。
2)工作面采动后巷道支护稳定性。应力演化特征(图6)。窄煤柱宽5 m时，巷道两侧围岩应力分布有显著差异，窄煤柱侧应力较实体煤侧(无支护)更加集中，其煤壁有片帮失稳的可能。其片帮程度是否在安全允许范围，需进一步通过现场实测确定。
位移演化特征(图7)。工作面回采后，巷道内产生的位移范围变广。本区段采空区侧的位移普遍小于窄煤柱侧的位移，尤其窄煤柱上部水平位移较明显。
图4 巷道掘进后应力分布
Fig.4 Stress nephogram distribution after roadway excavation
综合以上数值模拟分析可知：窄煤柱宽度为5 m时，在巷道掘进期间，煤柱内存在弹性稳定区，且巷道围岩应力叠加效应和变形量也较小，故窄煤柱宽度为5 m时，采用该支护方案是合理的；但在回采期间，区段巷道超前一定范围内的顶板和裸帮侧巷道可能片帮，其程度是否在安全允许范围，需进一步通过现场实测确定。
图5 巷道掘进后位移
Fig.5 Displacement nephogram after roadway excavation
图6 工作面采动后应力
Fig.6 Stress nephogram after workface mining
图7 工作面采动后位移
Fig.7 Displacement nephogram after workface mining
4 回采期间巷道变形实测
4.1 测点布置
为了观测留设宽5 m窄煤柱在现有支护条件下对巷道围岩变形的控制效果，在巷道掘进过程中设置了测站，对围岩裂隙发育情况、围岩表面位移、顶板离层状况、锚杆载荷进行了现场实测。监测位置选择在30100辅助运输巷前350 m范围内，距离巷道口50 m处设置第1个测站，隔100 m设1个测站，共设置4个测站。
4.2 掘进后围岩变形分析
巷道顶板在28 d内变形速率较大，两帮在21 d内变形速率较大，巷道围岩在28 d后变形趋于平缓，直至达到新的平衡。对宽5 m窄煤柱巷道采取现有设计方案后，顶板下沉量平均为45 mm；两帮移近量平均为38 mm，均在允许的变形范围内，且各测点相同时间的测量结果的离散性和变异性较小，测量值具有良好的代表性(图8、图9)。
图8 掘进后辅运巷顶板下沉量
Fig.8 Roof sinking of auxiliary haulage lane after driving
图9 掘进后辅运巷两帮移近量
Fig.9 Two sides move closer of auxiliary haulage lane after driving
4.3 回采期间围岩变形分析
30100工作面自2019年5月份开始回采，11月份回采结束，平均回采速度为12刀/日。综采工作面机尾超前0 m处(即位于30100工作面辅助运输巷与工作面机尾交叉点附近)巷道变形最大，两帮最大移近量为700 mm，顶底板最大移近量为73 mm。辅助运输巷超前0～25 m为工作面超前矿压显现区域，主要表现为：煤柱侧帮中下部煤岩交界面附近出现鼓帮，最大位移为330 mm；回采侧巷道局部片帮，最大片帮深度为400 mm，片帮位置主要为巷道中下部。30100辅运巷顺超前50 m两帮移近量和顶底板移近量如图10、图11所示。
图10 回采期间辅运巷两帮移近量
Fig.10 Two sides move closer of auxiliary haulage lane during mining
图11 回采期间辅运巷顶底板移近量
Fig.11 Roof and floor proximity of auxiliary haulage lane during mining
通过对工作面回采实测，采用宽5 m窄煤柱沿空掘巷支护方案，能满足工作面安全回采需要。
5 结 论
1)基于窄煤柱沿空掘巷围岩结构特征分析，计算得出上区段基本顶断裂线位置深入窄煤柱煤壁2.53 m，此即采空区影响窄煤柱塑性区的宽度。
2)根据采空区影响窄煤柱塑性区的宽度、窄煤柱帮锚杆的有效长度和巷道埋深，根据极限平衡理论确定窄煤柱宽度为5 m。
3)针对宽5 m的窄煤柱，采用窄煤柱侧锚杆支护、顶板锚杆与锚索联合支护、实体煤侧不支护的支护方案，采用的支护参数合理，能够满足巷道掘进和工作面回采的安全要求。
4)30100工作面采用宽度为5 m的窄煤柱沿空掘巷，较15 m煤柱方案多生产原煤2.83万t，理论新增经济价值达849万元(按照原煤300元/t计算)，经济效益显著，在神府矿区类似矿井具有推广应用价值。
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