倾斜煤层半煤岩沿空掘巷合理煤柱宽度留设研究

刘鹏泽，高 林，2，3，许 帅，赵世毫，战新宇，申业兴

(1.贵州大学 矿业学院，贵州 贵阳 550025；2.中国矿业大学(北京) 煤炭行业巷道支护与灾害防治工程研究中心，北京 100083；3.贵州大学 喀斯特地区优势矿产资源高效利用国家地方联合工程实验室，贵州 贵阳 550025)

我国煤炭资源总体呈现“西多东少、北富南贫”的禀赋特征，以贵州为代表的南方各省主要以2m以下倾斜薄及中厚煤层分布为主，而以往留宽煤柱开采模式下造成了大量煤炭资源的浪费。因此，为合理利用煤炭资源，提高煤炭资源采出率，留窄煤柱沿空掘巷技术在贵州矿区范围内得到广泛应用，但现场工程实践表明，若留设的窄煤柱宽度过小会导致煤柱承载能力不足，使煤柱失稳，进而造成巷道整体破坏[1-3]，故沿空掘巷合理煤柱宽度的确定对增强巷道围岩稳定性、确保工作面安全生产及提升煤炭回采率等方面均具有重要的工程实用价值[4，5]。

近年来，相关学者针对沿空掘巷合理煤柱宽度的确定进行大量研究，取得了丰富的成果。如张科学等[6]通过从采空区侧向支承应力分布规律和应力场分布、位移场分布等五个方面综合考虑，确定窄煤柱宽度为5m时，有利于减小巷道变形，改善巷道状况；王红胜等[7]通过对基本顶断裂位置与巷道围岩稳定性的关系进行分析，认为煤柱宽度不宜为3.42～3.87m，否者会造成巷道变形严重，维护困难；冯吉成等[8]通过研究掘采期间大采高工作面不同煤柱宽度对煤柱两侧塑性区分布和对巷道变形的影响，确定煤柱宽度8m是最优方案；柏建彪等[9]通过数值模拟，确定了软煤条件下窄煤柱合理宽度为4～5m，中硬煤为3～4m；李磊等[10]运用“内外应力场理论”并考虑沿空巷道宽度和窄煤柱宽度之和应小于“内应力场”的宽度这一准则，综合分析确定煤柱宽度为5m；孙东飞等[11]运用内外应力场、极限平衡理论及数值计算模拟、工程实践等方法，综合确定深井6.8m大采高大断面沿空掘巷窄煤柱合理宽度为6.5m；郑铮等[12]采用传统矿压“内外应力场”理论和偏应力第二不变量表征特性对不同宽度煤柱影响下巷道围岩破碎机理与控制展开研究，最终发现10m煤柱影响下，巷道整体变形相对较小且都在工程施工合理的范围内。以上学者采用理论分析、数值模拟等方法对沿空掘巷合理煤柱宽度的留设进行了较为系统的研究，但大多集中在近水平、厚煤层开采沿空掘巷方面，对中国南方(贵州)地区广泛分布的围岩结构具有明显非对称性、非均质性的倾斜煤层半煤岩沿空掘巷[13-15]的研究鲜有提及，有待进一步深入分析。本文以贵州土城矿1509回风巷为工程背景，基于极限平衡理论计算得出倾斜煤层半煤岩沿空掘巷的理论煤柱宽度，并结合数值模拟塑性区、应力及位移等进行分析，综合得出合理煤柱宽度，并成功用于工业性试验。

1 工程概况

贵州土城矿位于盘江矿区，1509回采工作面采用走向长壁双翼布置开采方式，工作面走向长度613m，倾斜长度125m，沿15号煤层回采，工作面距地表高差556～564m，煤层走向93°～107°，倾向183°～197°，倾角19°～23°，一般为20°，工作面煤厚1.4～3m，平均2.2m，硬度f=1.12，煤层容重1.4kg/m3。1509回风巷原设计采用留3m窄煤柱护巷，是典型的倾斜煤层半煤岩沿空掘巷，煤层赋存及巷道布置如图1所示。

图1 煤层赋存及巷道布置

现场调研发现，1509回风巷先期掘进过程中，由于煤柱宽度留设不合理，承载能力不足，加之采用单一U型棚被动支护方式，导致煤柱破坏过程中引发巷道围岩整体失稳，具体表现为实体煤侧围岩整体移近，而采空区侧围岩移近量明显大于实体煤侧，U型钢断裂现象时有发生，造成围岩持续呈现非对称大变形特征，巷道反复停掘返修，严重影响了矿井正常的采掘接替。因此，重新确定该巷道合理煤柱宽度已迫在眉睫。

2 倾斜煤层半煤岩沿空掘巷煤柱宽度理论计算

已有研究得出[16-18]，沿空掘巷合理煤柱宽度L等于工作面开采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度即应力极限平衡区宽度x1、锚杆有效长度x2及煤柱安全余量长度x3三者之和，如式(1)、式(2)所示。

L=x1+x2+x3

(1)

式中，M为煤层厚度，m；λ为侧压系数；φ0为煤层界面的内摩擦角，(°)；C0为煤层的黏结力，MPa；k为应力集中系数；γ为岩层平均重度，kN/m3；H为巷道埋深，m；Pz为对煤帮的支护阻力，MPa。

上式对煤柱宽度的计算主要针对近水平、厚煤层沿空掘巷，式(2)中x1的计算没有考虑煤层倾角的影响，对于围岩结构具明显非均质性、非对称性以及存在煤岩分界面的倾斜煤层半煤岩沿空掘巷来说，其计算结果显然与实际情况不符。因此，笔者为进一步分析得出适用于倾斜煤层半煤岩沿空掘巷合理煤柱宽度的理论计算式，基于极限平衡理论建立了该类巷道合理煤柱宽度理论计算模型，如图2所示。

图2 倾斜煤层半煤岩沿空掘巷合理煤柱宽度计算模型

首先，设极限平衡区范围内煤体应力峰值处的边界条件[19，20]：

σy|x=x0=kγHcosα

(3)

由于图3中“ABCD”煤体位于极限平衡区范围内，当其从顶底板岩层挤出时，煤岩分界面处应力满足应力极限条件，其应力基本方程可表示为[21，22]：

图3 数值计算模型

(5)

(6)

τxy=-(C0+σytanφ0)(煤岩分界面)

(7)

限于篇幅，具体求解过程此处不一一列出，可参考文献[20]。联立上式并代入x=x1，y=M/2可得极限平衡区峰值应力，并根据x方向的合力进一步得到极限平衡区范围内煤岩分界面应力表达式为：

结合应力边界条件式(3)、式(4)可得极限平衡区范围，即工作面开采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度x1为：

因此，倾斜煤层半煤岩沿空掘巷合理煤柱宽度L可进一步表示为：

x2+(x1+x2)×(20%～40%)

(10)

式中，α为煤层倾角，(°)；Ps为采空侧煤壁支护阻力，MPa；x2为锚杆有效长度，m；x3为煤柱安全余量长度，按(x1+x2)(20%～40%)计算[17，23]，m。

根据该矿1509回风巷实际生产地质条件，将M=2.2m，α=20°，H=550m，x2=1.2m等相关地质参数代入，经估算，可得出x1=2.70m，x3=0.78～1.56m，因此算得L=4.68～5.46m，即1509回风巷合理煤柱宽度在4.68～5.46m之间。

3 沿空掘巷煤柱宽度确定数值模拟分析

3.1 数值模型

为进一步确定1509回风巷的合理煤柱宽度，依据该矿井勘探报告等地质资料，建立了FLAC3D数值模型，如图3所示，模型尺寸(X×Y×Z)为200m×100m×100m，因研究重点主要集中在巷道顶底板及其围岩，并考虑到计算机运行速度，因此将巷道周边10m范围的围岩进行了网格加密，模型底部固定，四周固支约束，模型顶部施加12.50MPa自重载荷用以模拟巷道埋深上覆岩层重量，围岩本构关系采用Mohr-Coulumb模型，模型前后左右各留20m煤柱以消除边界效应，并在巷道顶底板、两帮分别布置测线，用以连续监测巷道围岩应力应变情况。为明确煤柱宽度对倾斜煤层半煤岩沿空掘巷围岩稳定性的影响，模型建立过程中仅改变煤柱宽度大小，模型尺寸、物理力学参数取值等均保持不变。模型各煤岩层物理力学参数见表1。

表1 煤岩层物理力学参数

3.2 模拟结果分析

3.2.1 塑性区分布规律

塑性区是评价巷道围岩稳定性的重要指标，在上区段工作面开采完毕及巷道掘进开挖后，将数值模型运算至平衡，截取5种煤柱宽度下模型中央(Y=50m)处的巷道围岩塑性区分布切片，如图4所示，并统计巷道围岩塑性区宽度，如图5所示。

图4 巷道围岩塑性区分布

图5 巷道围岩塑性区宽度

由于上区段工作面开采及巷道开挖过程中破坏了原岩应力场的平衡状态引起应力重新分布，工作面开采后采空区上覆岩层重量向采空区周围转移，在采空区四周形成支承压力带，引起应力集中，使得采空区周围产生塑性区，而巷道开掘后，巷道围岩内出现应力集中，使得围岩应力大于岩体强度，巷道周围产生塑性变形。结合图4、图5可知，巷道围岩塑性区宽度均随着煤柱宽度的增大而呈减小趋势，其中以煤柱侧变化最为明显。当煤柱宽度为3m时，巷道顶底板、实体煤侧及煤柱侧塑性区宽度分别为1.5m、2m、1.8m、3m，巷道围岩塑性区与采空区侧塑性区相连通，巷道不仅受其围岩的挤压作用，而且上覆岩层的自重应力通过煤柱传递到巷道右帮及其顶板处，使得巷道产生大的变形，巷道围岩塑性区宽度均比其他方案下大，同时由于煤柱过小，承载力较弱，导致煤柱破坏；当煤柱宽度为4m时，巷道底板(1.5m)、实体煤侧(1.6m)及煤柱侧(2m)塑性区宽度均有所减小，其与采空区侧塑性区呈现连接趋势，煤柱中部仅靠0.5m左右的弹性区维持其承载力，随着掘采工作的进行，该段弹性区最终也会因其承载能力不足而产生破坏，使得巷道围岩塑性区与采空区侧塑性区相连通，影响巷道的稳定；当煤柱宽度增加到5m时，煤柱侧塑性区宽度减小到1.5m，煤柱中间存在2.5m的弹性区，将巷道围岩与采空区侧塑性区完全隔离，巷道将仅承受其围岩的挤压作用，巷道稳定性受影响较小，实体煤侧塑性区宽度也减小至1.3m；当煤柱宽度增加到7～9m时，巷道围岩塑性区范围基本稳定在1.0～1.5m之间，煤柱侧未破坏区的范围继续加大，使得煤柱足以承受上覆岩层载荷，巷道稳定性良好。

3.2.2 围岩变形规律

当巷道开挖完毕模型运算平衡后，在模型中央进行切片，得到巷道围岩位移云图，如图6所示，并提取布置在巷道周围四条测线的位移数据，得到不同煤柱宽度条件下巷道围岩变形柱状图，如图7所示。分析可知，不同煤柱宽度下巷道顶底板及两帮的变形特征为：

图6 巷道围岩位移云图(m)

图7 不同煤柱宽度巷道围岩变形

1)巷道顶板位移。巷道顶板处的变形最为明显，说明受掘采扰动影响，巷道以顶板变形为主。顶板位移量随煤柱宽度增大线性减小，当煤柱宽度从3m逐渐增大到9m，顶板变形从23mm降低到14mm，当煤柱宽度为3m时，煤柱承载能力不足，无法支撑巷道上覆岩体发生的强烈变形下沉，使得巷道顶板产生大变形，导致位移峰值处于巷道顶板上方，巷道右帮及煤柱侧的位移值均处于较高水平。而随着煤柱宽度的增加，位移峰值开始向上区段工作面采空区侧移动，当煤柱宽度为5m时，煤柱承载能力加大，且巷道受侧向支承压力的影响也相应减小，顶板的位移峰值状态解除，煤柱增加到7～9m宽时，顶板位移值进一步减小。

2)巷道帮部位移。煤柱作为上区段工作面采空区与1509回风巷的唯一连接部位，受侧向支承压力影响较大，因此，煤柱侧的变形程度要高于实体煤侧，煤柱侧的变形量随煤柱宽度的增加呈减少趋势。当煤柱宽度为3m时，位移峰值状态集中在煤柱上，使得煤柱侧位移量达到最大，随着煤柱宽度从3m增加到9m，煤柱的位移量逐渐减小，同时煤柱上的位移峰值范围也开始向采空区侧转移；而实体煤侧由于离上区段工作面采空区较远，受上工作面开采影响较小，导致实体煤侧位移总体偏小，位移量随煤柱宽度的增加先减小(3～5m)后增大(5～7m)再减小(7～9m)。

3)底板位移。巷道底板位移量较小，且随煤柱宽度的增加变化不大，当煤柱宽度为3m时，巷道底板整体产生较小的变形，当煤柱宽度为4m时，仅在巷道底部两个边角产生变形，且随煤柱宽度的增加，边角的变形范围逐渐缩小，直至消失。

3.2.3 垂直应力分布规律

截取模型运算平衡后Y=50m处的垂直应力云图，如图8所示，并由数值模型中巷道帮部两条测线的垂直应力值绘制应力云图，如图9所示。分析图8和图9可知：

图8 巷道围岩应力分布(Pa)

图9 巷道两帮垂直应力变化曲线

1)巷道围岩垂直应力大致呈“000”型分布，如图8(b)所示，且随着煤柱宽度的增加，实体煤侧“0”范围逐渐缩小，煤柱侧“0”范围逐渐扩大。

2)实体煤侧的垂直应力随着与巷道中心距离的减小而呈线性增长，且当煤柱宽度从3m增加到9m，实体煤侧垂直应力逐渐减小，实体煤侧距巷道中心10.40m处的垂直应力由20.65MPa减小到18.10MPa，距巷道中心2.65m处的垂直应力由34.1MPa减小到26.6MPa。

3)由于垂直应力测线穿过煤柱侧呈对称形式的应力集中区域下部，因此煤柱侧的垂直应力整体呈先增大后减小再增大的趋势；当煤柱宽度为3m时，由于煤柱宽度过窄，巷道右帮附近更早达到煤柱应力集中区域的中心，使得其垂直应力值达到最高34.1MPa，离巷道中心2.65m处(巷道右帮表面)的垂直应力随煤柱宽度的增加呈减少趋势；随着煤柱宽度的增加，煤柱的应力集中区域整体向采空区侧移动，同时垂直应力峰值也向采空区侧转移，导致了煤柱侧“0”型垂直应力范围的增大，因此当煤柱宽度为3m时，煤柱侧垂直应力在距巷道中心5.75m处开始增长，当煤柱宽度为4～5m时，垂直应力在距巷道中心7.30m处开始增长，当煤柱宽度为7～9m时，垂直应力在距巷道中心8.85m处开始增长。

3.2.4 煤柱合理宽度综合分析

数值模拟运算结果表明：随着煤柱宽度的增加，巷道围岩塑性区逐渐减小，巷道围岩与上区段工作面采空区侧塑性区的间隔逐渐扩大，当煤柱宽度为5m时，巷道围岩与采空区侧塑性区可实现完全隔离，巷道稳定性可以得到保证；而随着煤柱宽度的增加，巷道顶底板及其两帮的变形量逐渐减小，因此，一定范围内煤柱宽度越大越有利于巷道的稳定性；在垂直应力分布规律方面，实体煤侧的垂直应力随煤柱宽度的增加而减小，且巷道右帮表面的垂直应力分布与煤柱宽度的增加呈反比，同时在煤柱侧离巷道中心5.75m以外，煤柱宽度越大，巷道右帮围岩的应力峰值范围离巷道越远。因此，通过对数值模拟结果的分析，结合前节理论计算得出的合理煤柱宽度为4.68～5.46m，并考虑煤矿开采过程中应最大限度降低资源浪费这一原则，研究认为，将1509回风巷沿空掘巷煤柱留设宽度确定为5m较为合理。

4 工业试验

4.1 护巷煤柱支护方案

土城矿1509回风巷后续掘进施工过程中的护巷煤柱宽度按照5m留设，并采用“U型钢+中空注浆锚索+喷浆+注浆”索喷注支护方案，具体支护参数如下：

1)U型钢：采用下宽和中高相同规格的29U型钢拱形棚支护，棚距为500mm，梁腿搭接长度为400mm，上卡缆与中卡缆间距为220mm，中卡缆与下卡缆并排，卡缆螺丝拧紧扭矩不得小于350N·m。

2)中空注浆锚索：在巷道顶部及两帮分别施工3根、2根中空注浆锚索，锚索直径×长度=21.6mm×8000mm，间排距为1300mm×2000mm。

3)喷浆：注浆前对巷道进行喷浆，水泥砂浆配合比为水泥∶砂子=1∶5.5，速凝剂的比例为水泥用量的3%～5%，喷浆的表面必须圆滑，喷浆后锚索的外露长度不超过150mm。

4)注浆：喷浆完成后，待巷道表面砂浆凝固后开始注浆，先顶后帮进行施工，注浆采用水泥单液浆，水泥采用P.O42.5型，水泥和水的配合比为水泥∶水=1.5∶1(重量配合比)，注浆终压设计为2.0MPa。

4.2 沿空掘巷围岩支护效果分析

1)工业试验过程中，为检验5m煤柱宽度下沿空掘巷围岩维护效果，在1509回风巷后续新掘支护稳定段布置测站，进行了现场矿压观测。结果显示，该巷道采用留设5m宽煤柱进行掘进护巷后，相比于原设计同时期，巷道轮廓相对完整，变形明显减小，如图10所示。

图10 留5m煤柱后巷道维护状况

2)采用钻孔窥视仪对巷道顶板及两帮围岩进行了钻孔探测，探测钻孔部分深度位置图像采集截图如图11所示。三个方向的钻孔内壁都较为光滑且无塌孔存在，说明采用优化后的煤柱宽度及支护方案进行掘进，巷道围岩完整性较好，稳定性增强，有利于保障矿井安全高效开采。

图11 钻孔部分深度位置采集图像

5 结 论

1)基于极限平衡理论建立了倾斜煤层半煤岩沿空掘巷合理煤柱宽度计算模型，推导得出了倾斜煤层半煤岩沿空掘巷窄煤柱合理宽度计算公式，并根据1509回风巷实际生产地质条件，得出1509回风巷窄煤柱合理宽度理论值在4.68～5.46m之间。

2)建立了倾斜煤层半煤岩沿空掘巷三维数值模型，通过数值计算对不同煤柱宽度下1509回风巷围岩塑性区分布及应力、位移演化规律进行了研究，结合理论计算结果综合分析得出：窄煤柱宽度为5m时，有利于巷道稳定且能保证矿井的回采率。

3)工业试验中，1509回风巷后续新掘支护稳定段矿压观测结果表明，该巷道采用留设5m宽煤柱进行掘进护巷后，相比于原设计同时期，巷道轮廓相对完整，变形明显减小。同时，巷道顶板及两帮围岩钻孔探测结果显示钻孔内壁光滑且无塌孔，围岩完整性较好，有利于提高倾斜煤层半煤岩沿空掘巷的稳定性，进一步验证了研究成果的可靠性。