1、42023 年第 5 期厚煤层沿空掘巷煤柱宽度优化及巷道支护设计程 佳 张 钊（内蒙古鄂尔多斯永煤矿业投资有限公司马泰壕煤矿，内蒙古 鄂尔多斯 017212）摘 要 为解决 3103 工作面回风巷变形量大、难支护等问题，采用数值模拟、现场监测等手段研究了不同煤柱宽度与巷道围岩稳定性之间关系。结果表明，原设计煤柱宽度不足以承担上覆岩层荷载，需将煤柱宽度优化为 19.5 m。经现场监测，煤柱帮、顶板、实体煤帮及底板最大位移量分别达到 80 mm、76 mm、71 mm、60 mm，巷道围岩变形量得到有效控制。关建词 厚煤层；沿空；煤柱；支护 中图分类号 TD822+.3；TD353 文献标识码 B
2、 doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2023.05.002Optimization of Coal Pillar Width and Roadway Support Design for Driving Roadway Along Goaf in Thick Coal SeamsCheng Jia Zhang Zhao(Inner Mongolia Ordos Yongmei Mining Industry Investment Co.,Ltd.,Mataihao Coal Mine,Inner Mongolia Ordos 017212)Abstract:In ord
3、er to solve the problems of large deformation and difficult support in the return air roadway of the 3103 working face,the relationship between different coal pillar widths and the stability of the roadway surrounding rock is studied using numerical simulation,on-site monitoring,and other methods.Th
4、e results indicate that the original design coal pillar width is not sufficient to bear the load of the overlying rock layer,and the coal pillar width needs to be optimized to 19.5 m.Through on-site monitoring,the maximum displacement of the coal pillar gang,roof,solid coal gang,and bottom plate rea
5、ched 80 mm,76 mm,71 mm,and 60 mm respectively,effectively controlling the deformation of the roadway surrounding rock.Key words:thick coal seam;along the goaf;coal pillar;support收稿日期 2022-10-13作者简介 程佳（1987），男，河南夏邑人，2010 年毕业于中国矿业大学，本科，工程师，现从事采掘管理技术工作，研究方向：采掘设计、安全管理等。程 佳等：厚煤层沿空掘巷煤柱宽度优化及巷道支护设计程 佳等：厚煤层沿
6、空掘巷煤柱宽度优化及巷道支护设计受经济效益、安全需求等因素影响，越来越多矿井使用窄煤柱护巷，其中以沿空掘巷技术最为常见1-4。受 3101 工作面采空区的影响，马泰壕煤矿3103 工作面回风巷掘进期间巷道断面收敛严重，顶板下沉量大。因此，为控制巷道围岩变形，需对原有的煤柱尺寸进行优化，并对巷道进行合理支护设计，保证巷道安全稳定和服务年限。1 工程背景1.1 工程概况3103 工作面采用双巷布置，平均埋深 410 m，南部、东部为 3101 工作面采空区，北部、西部为3103 工作面（未回采）。工作面顶底板岩层基本情况见表 1，煤岩体物理力学参数见表 2。回风巷道为矩形断面，净宽 3800 mm
7、，净高 3900 mm，净断面 S=14.82 m2。表 1 煤层及顶底板岩性特征顶底板名称岩石名称厚度/m岩性特征基本顶细粒砂岩28.33浅灰白色，以石英、长石为主，含暗色岩屑，均匀层理，泥质胶结直接顶泥岩1.0灰色块状，含植物化石，水平层理，平坦状断口煤煤层6.2黑色、暗淡型煤，以暗煤为主，含亮煤条带，丝碳，沥青光泽，裂隙发育直接底砂质泥岩1.90灰色，含植物化石，块状，参差状断口，水平层理基本底粉砂岩13.43浅灰色，含云母及植物化石，平行层理，泥质胶结52023 年第 5 期程 佳等：厚煤层沿空掘巷煤柱宽度优化及巷道支护设计程 佳等：厚煤层沿空掘巷煤柱宽度优化及巷道支护设计表 2 巷道
8、岩层及煤的物理力学参数岩层密度/（kg/m3）体积模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/（）剪切模量/GPa抗拉强度/MPa粉砂岩250013.563.5329.752.56煤层13000.650.98200.380.86细粒砂岩300014.343.65349.873.49泥岩25152.371.14331.491.71砂质泥岩26503.572.04301.591.651.2 巷道围岩变形特征巷道掘进期间，受 3101 工作面采空区影响，巷道断面收敛严重，顶板岩层下沉量大，钢丝网断裂，钢带破坏严重。通过现场调研，巷道围岩出现大变形主要原因为：1）受 3101 工作面采空区的影响。2）煤柱宽度
9、设计不合理，原设计 3103 回风巷与 3101 工作面采空区之间留设 14 m 煤柱。3）煤层厚度 6.2 m，现场实测煤的普氏硬度系数为 14，属于软煤。2 数值模型的建立与分析2.1 数值模型的建立根据预期研究目的和结果，建立 FLAC3D数值计算模型。在建立模型的过程中，考虑到模型边界效应及计算速度，最终确定模型尺寸为长 宽 高=150 m100 m60 m，数值计算模型各留 30 m的边界煤柱，如图 1。工作面的长度为 70 m，模型顶面施加垂直应力 21 MPa，模型四周及底面全部施加位移约束。图 1 数值模型示意图2.2 不同煤柱宽度下应力及塑性区分析为了确定 3103 回风巷与
10、 3101 工作面采空区之间合理煤柱宽度，采用 FLAC3D数值模拟方法对煤柱宽度 14 m、17 m、19.5 m 进行重点研究，以煤柱应力集中区、塑性破坏区及应力指向方向（如图 2）作为重点分析对象。（a）14 m 煤柱（b）17 m 煤柱（c）19.5 m 煤柱图 2 煤柱应力及塑性区示意图分析图 2 可知：当煤柱宽度为 14 m、17 m 时，应力值分别为 36.55 MPa、33.80 MPa，巷道围岩产生塑性区破坏与工作面开采所产生的塑性区破坏相互贯通并连接成一个整体。当煤柱宽度为19.5 m时，应力值为 34.58 MPa，此时煤柱未完全发生塑性破坏，留有一定宽度的弹性区，承载能
11、力逐渐增强，煤柱稳定性提高，可保证巷道安全正常使用，应力的最大值集中于煤柱未发生塑性破坏区域并以递减方式向周围扩散。从应力的矢量图可以得出，应力的指向方向为：由应力集中区指向巷道及采空区，最终汇集于巷道及采空区表面围岩处。由于工作面的开采及巷道的开挖所产生的应力相互叠加，使其应力峰值达到最大，向巷道及采空区表面围岩指向的应力达到最大（图中箭头越长表明应力越大）。综上所述，煤柱宽度 19.5 m 能够满足安全生产要求。2.3 不同间距下巷道位移量分析为进一步确定煤柱合理宽度，通过数值模拟得出不同煤柱宽度下回风巷围岩变形量如图 3。62023 年第 5 期（下转第 10 页）图 3 回风巷围岩变形
12、量示意图由图 3 可知，回风巷受 3101 工作面采空区、地应力等影响，巷道变形量大，随着煤柱宽度的增加，巷道顶板及煤柱帮的围岩位移量呈先增加后减小趋势。当煤柱宽度为 14 m、17 m、19.5 m 时，煤柱帮的位移量分别达到 350 mm、400 mm、250 mm，顶板下沉量分别达到 300 mm、340 mm、195 mm。造成这种现象的主要原因由图 2 可知，当煤柱宽度为14 m、17 m 时，巷道顶板及煤柱帮围岩产生塑性区破坏与工作面开采所产生的塑性区破坏相互贯通并连接成一个整体，因此巷道顶板及煤柱帮的围岩变形量较大。随着煤柱宽度的增加，巷道实体煤帮的围岩位移量呈递减趋势。煤柱宽度
13、为14 m、17 m、19.5 m时，实体煤帮的位移量分别达到 250 mm、210 mm、181 mm。由图 3 可知，随着煤柱宽度的增加，巷道实体煤帮的塑性区逐渐减小，因此实体煤帮位移量随煤柱宽度的增加逐渐减小。巷道底鼓量随煤柱宽度增大位移量变化不大。随着煤柱宽度的增加，巷道顶板及煤柱帮的围岩位移量呈先增加后减小趋势，而实体煤帮的围岩位移量呈递减趋势，底鼓量变化不大。为保证巷道围岩稳定性及满足安全生产条件，3103 回风巷与3101 工作面采空区之间应留设 19.5 m 宽度的煤柱。3 工程实践现场选择 19.5 m 煤柱后，3103 回风顺槽采用锚网索联合支护方式。顶部、煤柱帮锚杆采用
14、20 mm2600 mm高强蛇形锚杆，托盘长 宽 厚=150 mm150 mm10 mm，每根锚杆使用1支K2370树脂锚固剂；回采帮采用 32 mm2200 mm 玻璃钢锚杆，托盘为配套托盘，每根锚杆使用 1 支 K3570 树脂锚固剂。顶板、煤柱帮锚杆间排距为 1000 mm1000 mm，回采帮锚杆间排距均为 800 mm1000 mm。顶板及煤柱帮网片采用 6 mm 圆钢焊接，网格为 100 mm100 mm，网片搭接长度不小于 100 mm，用双股 14#铁丝绑扎，绑扎间距不大于 300 mm，三花布置。回采帮采用双层高强塑料网片，规格 1.3 m3.8 m，两帮网片搭接长度不小于
15、100 mm，用双股 14#铁丝绑扎，绑扎间距不大于 300 mm，三花布置。锚索选用 21.6 mm8000 mm 钢绞线，托盘长 宽 厚=300 mm300 mm14 mm，锚索间排距 2000 mm3000 mm，沿巷中三花布置。每根锚索使用 1 支 K2370 和 1 支 Z2370 树脂锚固剂。回风巷支护示意图如图 4。图 4 巷道支护示意图为了验证所设计巷道支护布置参数是否合理，巷道掘出后，对巷道表面位移量进行监测，观测周期 80 d。回风巷表面位移曲线如图 5。图 5 回风巷表面位移曲线图由图 5 分析可知，035 d 内巷道表面位移量处于急速变形阶段，其间巷道变形量及变形速度较
16、大；3560 d 内巷道表面位移量处于缓慢变形阶段，其间巷道变形量及变形速度呈现缓慢增加趋势；60 d后巷道表面位移量处于稳定阶段，基本保持平稳。煤柱帮、顶板、实体煤帮及底板最大位移量分别达到 80 mm、76 mm、71 mm、60 mm，巷道围岩变102023 年第 5 期形得到有效控制。4 结论1）数值模拟表明，随着煤柱宽度的增加，巷道顶板及煤柱帮的围岩位移量呈先增加后减小趋势，而实体煤帮的围岩位移量呈递减趋势，底鼓量变化不大。为保证巷道围岩稳定性及满足安全生产条件，3103 回风巷与 3101 工作面采空区之间应留设 19.5 m 宽度的煤柱。2）巷道围岩变形具有明显的阶段特征，可将巷道变形分为急速变形、缓慢变形、趋于稳定等 3个阶段。采用锚杆（索）支护后，巷道围岩变形量得到有效控制。3）现场实测，60 d 后巷道表面位移量处于稳定阶段，煤柱帮、顶板、实体煤帮及底板最大位移3.3 应用效果在 1018 工作面回采巷道进行掘进作业，随机选取两个试验段，各100 m，1段采用原支护工序不变，2 段采用本次设计支护工序，每个试验段设计 3 个监测面，每个监测面间距 20 m，采用 J
