杨 洁

（山西三元煤业股份有限公司下霍煤矿，山西 长治 046000）

窄煤柱沿空掘巷作为一种在上区段工作面回采完毕覆岩稳定后，沿上区段采空区边缘留设宽度较小的煤柱掘进巷道的技术[1-3]，凭借可降低区段煤柱损失、提高煤炭回采率和有效隔绝上区段采空区等优点，近年来在我国各大矿区得到广泛应用[4-6]。煤柱宽度和支护参数是沿空掘巷围岩稳定的关键影响因素，也是学者专家关注的焦点问题[7-8]。下霍煤矿以往区段煤柱留设宽度为20～30 m，煤柱损失高，采区回采率低，为提高回采率，决定对2305 回风顺槽采用留窄煤柱沿空掘巷的布置方式。2305 回风顺槽邻近的2303 工作面已回采完毕且覆岩垮落稳定，为确保沿空掘巷围岩稳定，采用理论计算、数值模拟和现场实测的方法确定了煤柱合理宽度为8 m，提出了“锚网索”+煤柱帮锚索补强支护方案并进行了参数设计，为类似工程地质条件回采巷道采用沿空掘巷技术提供了借鉴。

1 工程概况

下霍煤矿3 号煤层厚度为3.68～5.33 m，平均厚度为4.80 m；倾角为0°～10°，平均倾角为5°；埋深为495～534 m，平均埋深为514 m。直接顶为厚2.75 m 的泥岩，基本顶为厚7.10 m 的细粉砂岩，直接底为厚1.12 m 的泥岩，基本底为厚3.40 m 的细粒砂岩。2305 回风顺槽位于3 号煤层二采区，设计长度为1884 m，采用矩形断面，断面尺寸为5600 mm×4000 mm（宽×高）。巷道东侧为2303工作面采空区，西侧为实体煤，南侧为西翼回风大巷，北为井田边界。2305 回风顺槽布置情况如图1。

图1 巷道平面布置图

2 沿空巷道小煤柱合理宽度理论分析

2.1 沿空围岩结构及变形特征分析

由弧形三角块结构力学模型知，沿空掘巷顶板覆岩弧形三角块结构如图2[1,6]。由图2 可知，随着上区段工作面不断推进，巷道采空区侧顶板悬空长度逐渐增大，当顶板悬空长度达到极限垮距时发生“O-X”型破断[3-5]。此时工作面端头处破断后的顶板悬露长度较短，形成悬臂梁结构，受覆岩压力等影响悬臂梁发生回转、下沉，从而促使基本顶在侧向煤体深部发生破断而形成弧形三角块体B。弧形三角块体B 前后两端分别与块体A 和块体C 铰接，形成“三铰拱”结构[7-8]，即留小煤柱沿空掘巷的顶板大结构，如图3。

图2 沿空掘巷顶板结构示意图

图3 煤柱宽度计算模型

2.2 小煤柱合理宽度计算

留小煤柱沿空掘巷时，小煤柱先后受上区段工作面回采和本区段沿空巷道掘进扰动影响，在煤柱两侧均形成一定范围的塑性破坏区。由极限平衡理论知，煤柱具备足够承载能力且能保持稳定的合理宽度为煤柱两侧允许有一定宽度的塑性破坏区X1和X3，且煤柱内部同时具有一定宽度的弹性核区X2，即煤柱合理宽度B为其两侧塑性破坏区宽度与内部弹性核区宽度之和，如图3 所示。煤柱合理宽度可根据极限平衡经验公式计算[4-7]：

式中：X1为采空区侧煤柱塑性破坏区宽度，m；X2为煤柱弹性核区宽度，m；X3为巷道侧煤柱塑性破坏区宽度，即锚杆有效支护长度，取2.2 m；m为工作面采高，取4.80 m；A为侧压系数，取0.47；φ0为内摩擦角，取30°；K为应力集中系数，取1.2；γ为上覆岩层平均容重，取24.63 kN/m3；H为工作面埋深，取514 m；C0为内聚力，取0.98 MPa；P0为支护阻力，取0。将数据分别带入式（2）和式（3）解得X1=4.49，X2=1.00～2.34 m，进而带入式（1）可求得煤柱合理宽度B=7.69～9.03 m。

3 小煤柱合理宽度数值模拟研究

3.1 模型建立及模拟方案

根据2305 回风顺槽实际工程地质资料，利用FLAC3D数值模拟软件建立尺寸为200 m×120 m×60 m（长×宽×高）的数值计算模型。采用摩尔-库伦屈服准则，模型四周界面固定水平方向位移，底部界面固定垂直方向位移，上部界面施加12.66 MPa 均布载荷等效上覆岩层重力（按照埋深514 m，上覆岩层平均容重24.63 kN/m3计算）。煤层及顶底板岩层物理力学参数见表1。

表1 煤岩层物理力学参数

模拟方案：首先开挖2303 工作面，待2303 工作面开挖完毕且覆岩稳定后，分别沿2303 采空区留设4 m、6 m、8 m、10 m 和12 m 窄煤柱开挖2305 回风顺槽，以分析不同煤柱宽度下煤柱内垂直应力及围岩塑性区分布特征。

3.2 不同宽度煤柱内垂直应力分布特征

图4 为不同宽度煤柱垂直应力分布曲线。由图4 可知，随距采空区侧煤壁距离增大，不同宽度煤柱内垂直应力均先快速增大后快速减小，且煤柱内垂直应力峰值随煤柱宽度的增加而增大。当煤柱宽度为4 m、6 m 和8 m 时，煤柱内垂直应力峰值分别为12.91 MPa、19.60 MPa 和24.43 MPa，增长幅度分别为51.82%和24.64%；当煤柱宽度增大至10 m 和12 m 时，煤柱内垂直应力峰值分别为26.40 MPa 和27.38 MPa，增长幅度分别为8.06%和3.71%。由此可见，煤柱宽度由4 m 增加至8 m 时，垂直应力峰值增长幅度较大，而煤柱宽度由8 m 增加至12 m 时，垂直应力峰值增长幅度显著减小。这是由于4 m 和6 m 宽的煤柱承载能力不足以承载上覆岩层载荷，而宽度达到8 m 的煤柱的承载能力足以承载上覆岩层载荷，故导致煤柱宽度继续增大至10 m和12 m，煤柱内垂直应力峰值随煤柱宽度的增大而增长幅度较小的现象。

图4 不同宽度煤柱垂直应力分布曲线

3.3 不同煤柱宽度下巷道围岩表面位移分析

不同宽度煤柱下2305 回风顺槽围岩表面位移量数值模拟结果如图5 所示。由图5 可知，巷道表面位移量随煤柱宽度增大而减小，且煤柱宽度由4 m 增加至8 m 时，巷道表面位移量随煤柱宽度增大时的减小幅度较大；而煤柱宽度由8 m 增加至12 m时，巷道表面位移量随煤柱宽度增大仅小幅度减小。表明4 m 和6 m 宽的煤柱承载能力较弱，在上覆岩层载荷作用下发生大变形而破坏；而当煤柱宽度大于8 m 时，煤柱承载能力足以支撑上覆岩层载荷，稳定性较好，对巷道维护的效果也更好。综合考虑煤柱承载能力、煤炭回采率和矿山经济效益，2305回风顺槽进行沿空掘巷时，护巷小煤柱合理宽度为8 m。此外，不同煤柱宽度下巷道煤柱帮位移量均大于实体煤帮位移量，即沿空巷道具有非对称变形特征，因此在对2305 回风顺槽进行支护方案设计时应充分考虑巷道的非对称变形特征。

图5 不同煤柱宽度下巷道围岩表面位移量

4 巷道支护设计及围岩控制效果

4.1 巷道支护设计

结合下霍煤矿实际生产条件和2305 回风顺槽的非对称变形特征，提出了“锚网索”+煤柱帮锚索补强支护方案，支护断面如图6，参数如下：

图6 巷道支护断面设计图（mm）

（1）顶板支护。顶板锚杆选用Ф22 mm×2400 mm 螺纹钢锚杆，间排距为950 mm×1000 mm，每根锚杆配合使用型号为MSK2335 和MSZ2360 的树脂锚固剂各一支。顶板锚索选用Ф21.6 mm×7000 mm 高强钢绞线锚索，间排距为1400 mm×100 mm，每根锚索配合使用一支MSK2335 和两支MSZ2360 型的树脂锚固剂。W 钢带规格为5000 mm×280 mm×3 mm（长×宽×厚），金属网规格为6000 mm×1200 mm（长×宽）。

（2） 巷 帮 支 护。 两 帮 锚 杆 均 选 用 规 格为Ф22 mm×2400 mm 螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×1000 mm，每根锚杆配合使用型号为MSK2335 和MSZ2360 的树脂锚固剂各一支。两帮均采用16#钢筋加工制成的2900 mm×60 mm（长×宽）的钢筋托梁，金属网规格为2900 mm×1200 mm（长×宽）。煤柱帮采用Ф21.6 mm×5300 mm 高强钢绞线锚索进行补强支护，间排距为1600 mm×1000 mm，每根锚索配合使用一支MSK2335和两支MSZ2360 型的树脂锚固剂。

4.2 沿空掘巷效果分析

为掌握2305 回风顺槽留8 m 宽护巷小煤柱沿空掘巷期间巷道围岩变形情况，在距巷道开口50 m处布置1 组巷道围岩位移测站，每隔200 m 布置一组测站，采用“十字测点法”对观测巷道表面位移进行观测。结果表明：2305 回风顺槽顶底板和两帮移近量最大值分别为162.48 mm 和206.37 mm，均在允许范围内，巷道围岩变形控制效果较好。

此外，相较于该矿以往留设20 m区段煤柱而言，2305 回风顺槽采用留8 m 宽护巷小煤柱沿空掘巷技术后，可多回收煤炭资源约13 万t，按照下霍煤矿现行原煤价格850 元/吨计算，可提高2305 工作面经济效益约1.1 亿元。

5 结语

（1）采用极限平衡理论经验公式计算得到小煤柱合理宽度为7.69～9.03 m。

（2）数值模拟结果表明：煤柱宽度小于8 m 时，煤柱内垂直应力峰值和巷道表面变形幅度随煤柱宽度增大的变化幅度较大；煤柱宽度大于8 m 时，煤柱内垂直应力峰值和巷道表面变形幅度随煤柱宽度增大的变化幅度较小；确定了小煤柱最佳宽度为8 m，并指出2305 回风顺槽具有非对称变形特征。

（3）提出了“锚网索”+煤柱帮锚索补强支护方案。顶底板和两帮移近量最大值分别为162.48 mm 和206.37 mm，巷道围岩变形控制效果较好。