秦德平

(山西焦煤集团 岚县正利煤业有限公司，山西 岚县 033500)

在我国工业现代化快速发展的阶段，富煤、贫油、少气的资源赋存结构决定了煤炭的主体消费能源地位。随着煤炭不断被开采，地质条件赋存较好的煤炭资源已逐步被开采殆尽。目前，煤炭开采逐渐向深部转移，随着煤层开采深度的增加，其赋存的地质条件也愈加复杂，矿山压力逐渐显现，围岩变形破坏严重，巷道维护更加困难[1-4]。正利煤业14-1201工作面轨道巷用于14-1201工作面辅助运输，工作面开采4-1号煤层，属于二采区工作面，煤层整体呈东西单斜构造，煤层平均厚度3.19 m，平均倾角6°。14-1201工作面轨道巷西部为14-1101工作面采空区，计划采用沿空掘巷技术掘进试验巷道，以提高煤炭回收率、改善巷道围岩应力环境、缓解采掘接续压力。试验巷道掘进宽度4.5 m，掘进高度3.1 m，工作面存在伪顶岩层，岩性以砂质泥岩为主，中间夹薄层状细粒砂岩；直接顶岩层为细粒砂岩，薄层状，水平层理；基本顶岩层为泥岩，含少量植物化石；直接底岩层为砂质泥岩，存在明显的水平层理。由于工作面轨道巷埋藏较深，处于高应力环境，加之受14-1101工作面采动影响，采用沿空掘巷技术后，巷道围岩的稳定控制成为一大难题，亟需开展14-1201轨道巷沿空掘巷技术相关研究。

1 沿空掘巷煤柱稳定性分析

煤柱宽度直接影响到沿空掘巷的稳定性，根据试验巷道生产地质条件，采用FLAC3D数值模拟软件模拟分析不同护巷煤柱宽度下巷道围岩的稳定性。

图1给出了不同煤柱宽度(5 m、6 m、7 m、8 m)下煤柱内垂直应力的分布曲线。如图1所示，不同煤柱宽度对应的应力分布形态近似一致，均呈单峰分布，煤柱集中应力偏向采空区侧，且不同煤柱宽度对应的采空区侧0～0.7 m范围内煤柱应力分布近似相等，该范围内煤柱煤体呈破碎结构，不存在承载能力；在0.7～2.0 m范围内，煤柱内垂直应力迅速增加，之后应力增幅逐渐减小，并逐渐增加至峰值。根据应力分布结果来看，随着煤柱宽度的增加，煤柱所承载的垂直应力逐渐增加。煤柱宽度为5 m时，煤柱应力峰值为15.1 MPa；煤柱宽度为6 m时，煤柱应力峰值为17.5 MPa；煤柱宽度为7 m时，煤柱应力峰值为18.9 MPa；煤柱宽度为8 m时，煤柱应力峰值为20.1 MPa。同时，应力峰值位置距采空区的距离也随之增加。

图1 不同煤柱宽度下煤柱内垂直应力分布曲线

图2给出了不同煤柱宽度(5 m、6 m、7 m、8 m)下巷道表面围岩变形曲线。如图2所示，随着煤柱宽度的增加，煤柱、实煤体帮、底板表面围岩变形均呈现先增加后减小的趋势，煤柱宽度为6 m时，顶板岩层变形最小，约283.5 mm。综合来看，煤柱宽度由7 m减小至6 m时，围岩变形有所减小，煤柱宽度小于6 m时，围岩变形增加，因此确定煤柱宽度为6 m。

图2 不同煤柱宽度下巷道表面围岩变形曲线

2 沿空掘巷支护技术

基于沿空掘巷煤柱稳定性分析和现场具体生产技术条件，确定14-1201轨道巷留设6 m宽的煤柱。基于此，开发14-1201轨道巷沿空掘巷支护技术，巷道顶板采用锚网索联合支护，帮部采用非对称性支护技术，实煤体帮采用锚网支护，煤柱帮采用锚网索联合支护用于强化煤柱力学性能，改善巷道围岩应力环境，具体支护技术与参数如下，巷道支护断面图如图3所示。

图3 巷道支护断面(mm)

1) 顶板采用锚网索联合支护，顶板锚杆采用规格D22 mm×2 400 mm的左旋螺纹高强锚杆，间排距0.8 m×0.8 m，顶板锚索采用规格D21.6 mm×7 300 mm的高强度钢绞线，锚索间排距为1.6 m×1.6 m，金属网采用D3.3 mm钢丝编制而成的六角网，规格4.3 m×1.2 m，每根锚杆配1支MSCK2335和1支MSK2360树脂锚固剂，每根锚索配1支MSCK2335和2支MSK2360树脂锚固剂。

2) 实煤体帮采用锚网支护，实煤体帮锚杆采用规格D20 mm×2 200 mm的左旋螺纹高强锚杆，间排距0.8 m×0.8 m，金属网采用D3.3 mm钢丝编制而成的六角网，规格2.9 m×1.2 m，每根锚杆配1支MSCK2335和1支MSK2360树脂锚固剂。

3) 煤柱帮采用锚网索联合支护，煤柱帮锚杆采用规格D22 mm×2 400 mm的左旋螺纹高强锚杆，间排距0.8 m×0.8 m，煤柱帮锚索采用规格D17.8 mm×4 300 mm的高强度钢绞线，锚索间排距为1.6 m×1.6 m，金属网采用D3.3 mm钢丝编制而成的六角网，规格2.9 m×1.2 m，每根锚杆配1支MSCK2335和1支MSK2360树脂锚固剂，每根锚索配1支MSCK2335和2支MSK2360树脂锚固剂。

3 围岩控制效果

正利煤业14-1201轨道巷与14-1101留设6 m宽的护巷煤柱进行掘巷，同时采用上述14-1201轨道巷沿空掘巷支护技术与参数进行现场应用。巷道掘进稳定过程中，监测了围岩表面变形和离层情况，图4给出了试验巷道表面围岩变形曲线，图5给出了试验巷道围岩离层曲线。

图4 试验巷道表面围岩变形曲线

图5 试验巷道围岩离层曲线

如图4所示，巷道变形量初期持续增加，后期逐渐趋于稳定，巷道掘进100 m范围内，巷道变形速度相对较快，两帮平均变形速度5.8 mm/d，顶底板平均变形速度4.2 mm/d。巷道掘进100 m范围后，巷道变形速度大幅度降低，围岩逐渐趋于稳定，巷道围岩变形主要发生在浅部岩层，浅部岩层平均离层量为24 mm，深部岩层平均离层量为15mm，综上所述，14-1201轨道巷形成初期，合理的支护技术与参数及时控制了浅部破碎围岩的离层，虽然掘进影响下巷道出现明显的变形，但整体来看，锚固区内围岩得到了有效控制，沿空巷道围岩控制效果相对良好。

4 结 语

沿空掘巷具有提高煤炭回收率、改善巷道围岩应力环境、缓解采掘接续压力等优点。以正利煤业14-1201轨道巷工程背景，通过分析不同煤柱宽度下煤柱应力分布特征和围岩变形规律，确定了试验巷道采用6 m的煤柱宽度进行掘巷。基于此，开发了14-1201轨道巷沿空掘巷支护技术，巷道顶板采用锚网索联合支护，帮部采用非对称性支护技术，实煤体帮采用锚网支护，煤柱帮采用锚网索联合支护用于强化煤柱力学性能，改善巷道围岩应力环境，现场应用结果表明了煤柱宽度和支护技术参数的合理性和可靠性。