杜登计，王德发，杨永刚

（1.内蒙古煤矿设计研究院有限责任公司， 内蒙古呼和浩特 010010；2.安徽省煤炭科学研究院采矿支护中心， 安徽合肥 230001）

深井沿空掘巷煤柱合理宽度的研究与实践

杜登计1，王德发1，杨永刚2

（1.内蒙古煤矿设计研究院有限责任公司， 内蒙古呼和浩特 010010；2.安徽省煤炭科学研究院采矿支护中心， 安徽合肥 230001）

以淮南潘三矿现场工程地质条件为研究对象，采用理论计算与数值计算相结合的方法，设计深部沿空巷道合理煤柱的留设宽度为6～8m，并提出了合理的沿空掘巷锚梁网支护对策，确定了强化巷帮支护强度，顶板支护以锚索支护为主、锚杆支护为辅。现场实施结果表明，深部沿空巷道煤柱留设的宽度及采取的支护对策是合理的，能够有效控制巷道变形量。

深井煤矿；沿空巷道；煤柱宽度；锚梁网支护

随着国内煤矿开采强度的不断加大，预计未来20年内，我国很多煤矿开采深度将达到1000～1500 m，岩体将处于高地应力、高地温、高岩溶水压和强烈采动的复杂围岩环境，相对于巷道支护来说，表现为大地压、大变形和难支护等非线性软岩力学特性［1－3］。对于沿空掘巷，如果煤柱宽度留设不当则会使沿空巷道的变形控制难度急剧增大、断面收缩严重，前掘后修，作业环境和维护成本急剧增加，对深部资源开采提出了严重挑战。因此，有必要对深部沿空巷道煤柱宽度的合理留设进行深入系统的研究，以期将巷道布置在应力降低区内，减少巷道矿压显现，降低巷道支护难度。

1 工程概况

淮南潘三矿1492（1）工作面位于该井田西二采区，工作面走向长1462m，倾向长230m，工作面回采11－2煤层。煤层黑色、以块状为主，见少量颗粒状，以暗煤为主，夹镜亮煤条带。本工作面11－2煤层厚1.4～2.15m，均厚1.7m。煤（岩）层产状190°～200°，煤层倾角5°～9°，平均7°。具体地质条件如下。

（1）巷道达857mm，埋深大且存在较高的构造应力。

（2）煤层顶板上8m范围内基本上没有厚层状稳定且强度较高的岩层。

（3）在煤层之上1.3～5.1m之间发育有厚度为0.3～0.75m的11－3煤层，使煤层顶板构成复合顶板。

（4）受相邻采区采动影响大。本工作面相邻的下阶段是14102（1）工作面采空区，14102（1）工作面正上方是正在回采的13－1槽1482（3）工作面。1482（3）工作面轨道顺槽与1492（1）运输顺槽平距10m。13－1煤层位于11－2煤层之上，层间距约60m。

（5）下阶段老空区含水，主要为灌浆水，水与应力耦合作用下煤柱强度弱化明显。

2 煤柱合理宽度计算

2.1 理论计算

根据极限平衡理论，得出最小的合理煤柱宽度计算式如下［4］：

式中，x1——相邻区段工作面开采在煤柱中产生的塑性区宽度，m；

x2——锚杆锚入煤柱的深度，考虑加大控帮深度，预计取2.8m；

x3——安全富余量，x3＝（0.15～0.35）（x1＋x2），m。

其中，x1可用下式计算：

式中，m——煤层厚度，2m；

φ0——煤体内摩擦角，27°；

C0——煤体粘聚力，1.5MPa；

k——应力集中系数，取3；

H——巷道埋深，857m；

γ——上覆岩层平均重力密度，0.023MN／m3；

P0——相邻区段平巷支护结构对煤柱的支护阻力，取0。

于是，理论计算得到煤柱的合理宽度B≈6.5～7.6m。

2.2 数值模拟计算

2.2.1 计算模型的建立

根据潘三矿1492（1）工作面地质条件，模拟煤柱宽度变化对围岩稳定性的影响。模型全部采用8节点6面体实体单元，每个节点含X、Y、Z方向3个自由度，能较好地模拟围岩的真实情况。网格划分时，为保证单元形状的整齐且不产生畸形，同时方便计算过程的操作和后续分析时数据的提取，对巷道围岩和煤柱采用均布网格，其它区域采用梯度辐射网格。由于仅考虑煤柱宽度变化对掘巷期间围岩稳定的影响，采用平面模型进行计算，长250m，宽35 m，高为100m。由于煤柱宽度不同，模型单元数从164340到196020个不等。

数值计算中各岩层、煤层的力学参数见表1。分别选取2，4，6，8，12m五种情况下的沿空煤柱尺寸进行计算，通过对比分析沿空煤柱不同尺寸条件下沿空巷道的围岩变形破坏情况，择优选取最为经济、稳定的沿空煤柱尺寸。

表1 计算参数选取

围岩塑性区分布规律是巷道破坏状况的重要标志，同时也是认识围岩破坏形式的重要途径，本文以塑性区分布对煤柱合理宽度进行研究。图1（a）～（d）反映了不同煤柱宽度时塑性区的分布情况。

图1 不同煤柱宽度的巷道围岩塑性区分布特征

2.2.2 模拟结果分析

（1）如图1（a）所示，当煤柱宽度为12m时，煤柱内垂直应力呈“马鞍形”分布，在煤柱中部为一弹性核区，此种状态下煤柱有足够的支承能力保持稳定支撑状态。巷道的稳定性会得到提高，但不利于资源的回收。

（2）如图1（b）所示，当煤柱宽度为8m时，一方面煤柱内的岩体已经产生塑性屈服，在煤柱中间不能形成稳定的弹性核区；另一方面顶板的应力峰值不能发生转移，一直作用在煤柱上方，使得煤柱一直承受较高的压应力。

（3）如图1（c）所示，当煤柱宽度为6～8m时，煤柱虽然已发生塑性屈服，但掘巷后峰值应力很快转移到实体侧煤层内，同时从传统的岩石全应力应变实验曲线可知，岩石在峰值应力后仍有一定的残余强度，在对煤柱两侧施加一定的加固约束措施以保持屈服后煤柱的完整性的情况下，依靠煤体的残余强度仍可保持煤柱稳定［5－6］。

（4）如图1（d）所示，当煤柱宽度为2～4m时，顶板垂直应力峰值处在实体侧的煤层内，煤柱内塑性区贯通，在侧向支承压力作用下，煤体已经完全破碎松散，承载能力有限，也不利于锚杆的安设。

3 支护设计方案及效果分析

根据理论计算与数值分析结果，在施工时决定采用的煤柱宽度为7m。巷道支护设计方案如图2所示。重点支护对策为：强化巷帮支护强度，适当加大巷帮锚杆长度及锚固长度，保证锚杆有稳定的着力点，保证控帮效果；以锚索支护为主，锚杆支护为辅。该巷道相比一般类型巷道，围岩塑性区范围将明显增大，锚杆的支护作用显著降低，必须依靠锚索进行深部锚固而产生强力悬吊作用，沿巷道轴向形成连续支撑点，以大预紧力减缓、减小顶板变形扩

张［7－8］。

图2 巷道支护设计方案

由图3中典型位移监测断面结果可见，巷道的围岩变形基本经历了掘进影响期和稳定期。掘进影响期时间持续为15～20d，期间最大变形速度为37 mm／d，而后巷道稳定期间变形速度约2～3mm／d。至观测结束，顶底累计变形量560mm，两帮累计变形量为633mm。总体来看，煤柱宽度的选择较为合理，沿空巷道的围岩变形得到了有效控制，回采前仅少量卧底一次，大大减少了巷道维护工作量。

图3 巷道典型断面位移监测曲线

4 结 论

（1）通过理论计算与数值模拟，分别对深部沿空掘巷合理煤柱的留设宽度进行了计算分析，结果表明在深部巷道条件下，煤柱合理的宽度应为6～8 m。如煤柱宽度太小，煤柱在侧向支承压力作用下将变得松散破碎，承载能力急剧降低，也不利于锚杆的安设；宽度太大时，虽巷道稳定性得到了控制，但资源浪费严重。

（2）提出了深井沿空巷道的支护对策。一是要强化煤柱侧支护强度，保证锚杆控帮效果；二是要提高锚索支护密度，深部沿空巷道的围岩塑性区范围将明显增大，锚杆的支护作用显著降低，必须依靠锚索以大预紧力减缓、减小顶板变形扩张。现场监测结果表明该支护对策能够有效控制巷道变形。

（3）随着煤矿开采不断向深部转移，沿空巷道的合理煤柱留设问题、巷帮变形问题、巷道底臌问题、动压及复杂围岩条件下的支护问题等还有待进一步研究，必须转变思路，从根本上寻找解决沿空巷道变形控制难题的途径和方法。

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2011－10－18）

杜登计（1981－），男，湖南常德人，工程师，主要从事煤矿矿井设计方面的研究。