杨 凡

(山西马军峪煤焦有限公司，山西 沁源 046500)

长期以来，煤炭资源一直占据着我国能源消费的主体地位，在我国煤炭资源赋存中，厚煤层占据较大比重，由于分层开采方法局限性较大，煤炭采出率低，相关专家学者提出了综放开采技术，具有适应性强、成本低等优点，目前广泛应用于厚煤层开采[1-2]。在综放开采中，由于采高较大，若采用宽煤柱护巷技术，将造成资源的严重浪费，而窄煤柱沿空掘巷可有效提高煤炭采出率。该技术是指在上工作面采空区覆岩活动稳定后，沿采空区边缘留设几米煤皮掘进下工作面回采巷道，由于综放沿空掘巷巷道顶板及帮部均为强度较低的煤体，围岩自身承载能力较差，受采掘扰动极易出现冒顶、片帮等大变形现象，因此，在该技术中，合理的煤柱留设和支护方案是保证沿空掘巷成功与否的关键[3-5]。

1 工程背景

山西某矿2103综放面属于一盘区工作面，开采山西组中部煤层，工作面位于F3断层以东，山西沁和能源九鑫煤业有限公司矿界以南，主要回风下山、主要轨道下山(已掘)以西，2102综放面(正在回采)以北，工作面总体呈一单斜构造，煤层厚度平均4.66 m，无明显变化规律，全区可采，属稳定煤层，走向长度660 m，倾向长度145 m，平均倾角9.5°，煤层结构简单。煤层直接顶为4.0 m厚的黑灰色粉砂岩，基本顶为3.25 m厚的黑灰色泥岩，直接底为1.5 m厚的深灰色泥岩，基本底为7.0 m厚的灰黑色粉砂岩。矿井原设计在2103与2102综放面回采巷道留设30 m煤柱护巷，为提高煤炭采出率，计划在2103进风巷采用综放窄煤柱沿空掘巷技术。

2 综放窄煤柱沿空巷道覆岩活动与稳定性分析

沿空掘巷一般是在上工作面采空区覆岩活动稳定后进行施工的，图1为综放开采中采空区覆岩活动示意。

图1 综放开采中采空区覆岩活动示意

随着综放面的不断推进，顶板岩层结构出现变化，当顶板岩层悬露长度达到初次来压步距，即岩层承受载荷达到极限承载能力时，坚硬顶板在1、2位置出现断裂缝隙，之后裂隙不断扩展，在位置3处出现断裂缝隙，3条裂缝相互连接形成“O”型结构，“O”型结构挤压变形，在位置4处出现断裂缝隙，工作面继续推移，“O”型结构初次破断形成“O-X”铰接顶梁结构，由此造成了初次来压。初次破断后，坚硬顶板岩层工作面开采将形成周期性破断，形成周期来压现象。工作面回采结束后，“O-X”铰接顶梁结构形成对侧帮实体煤(下工作面煤体)的残余支承应力。

在本工作面回采时，本工作面采动应力与上工作面“O-X”铰接顶梁结构形成的残余支承应力相互叠加，致使工作面超前范围应力集中程度显著增加，在本工作面坚硬顶板岩层破断时，出现周期来压现象，支承应力向前方煤体转移，应力集中程度加剧，超前范围内围岩变形加剧，巷道维护困难，此时合理的煤柱宽度和支护结构直接关系到巷道围岩的稳定控制。

3 综放窄煤柱沿空掘巷技术

综放窄煤柱沿空掘巷技术的关键点在于煤柱宽度和支护参数的确定，合理的煤柱宽度可改善围岩应力环境，而科学的支护参数可以实现巷道围岩的稳定控制。

1) 煤柱宽度的确定。采用FLAC3D数值模拟软件模拟了不同煤柱宽度(3～10 m)下煤柱应力演化特征，如图2所示，当煤柱宽度为3 m或4 m，煤柱应力整体小于原岩应力，煤体破碎严重，自身承载能力极小；当煤柱宽度为5 m或6 m时，煤柱中存在一定宽度的稳定承载区域，煤体具备一定的承载性能；当煤柱宽度大于6 m时，煤柱内应力集中程度大幅度增加(应力集中系数6～9)，巷道围岩应力环境极差，不利于巷道围岩控制，因此，煤柱宽度确定为5～6 m较为适宜。

图2 不同煤柱宽度下煤柱应力分布特征

2) 沿空掘巷支护技术。采用“高强度锚杆+锚索+钢筋梯子梁+金属网”支护，支护断面如图3所示，具体支护参数如下：顶锚杆为长度2.4 m、直径22 mm的高强度锚杆，帮锚杆为长度2.2 m、直径22 mm的高强度锚杆，顶锚杆每排6根，帮锚杆每排4根，间排距700 mm×800 mm，每根锚杆配套120 mm×120 mm×10 mm的高强托盘和2支Z2360树脂锚固剂，预紧扭矩不低于300 N·m，锚杆采用14 mm的圆钢焊接而成的钢筋梯子梁连接，顶板采用锚索加强支护，锚索为长度7.3 m、直径17.8 mm的预应力钢绞线，间距2 400 mm，排距800 mm，呈一排2根一排1根交替布置(212布置方式)，每根锚索配套280 mm×280 mm×19 mm的高强托盘和3支Z2360树脂锚固剂，张拉预紧力不低于40 MPa；金属网采用10号铁丝编制的菱形网，顶网规格4.4 m×1.2 m，帮网规格2.7 m×1.2 m，网与网搭接宽度不低于0.1 m。

4 巷道围岩控制效果分析

将提出的综放窄煤柱沿空掘巷技术应用于2103进风巷，煤柱宽度确定为5.0 m。技术应用后，监测了巷道围岩变形情况。巷道掘进期间，变形主要发生在掘巷10 d内，该阶段顶板累积下沉51 mm，实煤体帮累积移近26 mm，窄煤柱帮累计移近42 mm；巷道掘巷20 d后围岩变形趋于稳定，此时顶板累积下沉73 mm，实煤体帮累积移近34 mm，窄煤柱帮累计移近58 mm。在本工作面回采期间，巷道围岩产生较大变形，巷道超前工作面30～60 m范围，围岩开始出现缓慢变形，变形速度小于1.0 mm/d；超前工作面10～30 m范围，巷道围岩变形速度加快，顶板下沉速度增加2.4 mm/d，实煤体帮移近速度增加至1.5 mm/d，窄煤柱帮移近速度增加至1.9 mm/d；超前工作面10 m范围内巷道围岩快速变形，顶板累积下沉量达273 mm，实煤体帮累积移近量181 mm，窄煤柱帮累计移近量达232 mm。但整体看，在巷道掘进和工作面回采期间，巷道围岩变形均在允许范围内，围岩控制效果相对良好，证明了综放窄煤柱沿空掘巷技术的优越性和可靠性。

图3 支护断面(mm)

5 结 语

合理的煤柱留设和支护方案是保证沿空掘巷成功与否的关键，分析了综放窄煤柱沿空巷道覆岩活动规律与稳定性，指出采动应力与上工作面残余支承应力叠加致使巷道围岩应力集中程度显著增加，同时工作面周期来压继续加剧巷道变形，导致巷道围岩维护困难。基于此，确定了合理的煤柱宽度，提出了综放窄煤柱沿空掘巷支护技术，现场应用结果证明了综放窄煤柱沿空掘巷煤柱宽度与支护技术的优越性和可靠性。