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煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 1工程概况 西曲矿 18501 工作面位于位于南五盘区南部， 工 作面走向长度 1580m， 倾斜长度 145m。 北邻已回采完 的 18502 工作面， 西邻南 983 运输大巷， 东邻西 983 运输大巷。 工作面主采 8 煤， 8 煤厚 3.80～4.40m， 平 均 4.20m， 煤层整体倾向西南， 倾角 1～9， 为近水 平煤层。8 煤层结构简单， 局部顶板为 0.23m的炭质 泥岩伪顶，直接顶为 2.40m 的石灰岩，直接底板为 1.54m的细砂岩， 老底为 3.13m的粉砂岩。 18501 工作 面采用一次采全高开采， 设计采高 4.2m， 工作面切眼 的总长度 145m。18501 工作面回风顺槽设计为矩形 断面， 宽度 4.5 m、 高度 3.5 m。为了减少区段煤柱损 失， 18501 工作面回风顺槽采用沿空掘巷的方法进行 掘进， 采用锚、 网、 索联合支护的基础支护方案， 如图 1 所示。具体 18501 工作面位置示意图如图 2 所示。 图 1回风顺槽基础支护方案 图 218501 工作面位置示意图 综放沿空巷道窄煤柱稳定性分析及围岩控制技术研究 于嘉琦 （霍州煤电集团有限责任公司辛置煤矿矿井生产技术科 ， 山西 霍州 031400 ） 摘要 为对 18501 工作面沿空巷道保护煤柱的稳定性和顺槽的支护合理性进行分析， 通过 FlAC3D 软件建立 18501 综采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱内应力特征及位移分布规律，得到该工作面沿 空掘巷煤柱合理的宽度为 10m， 并提出了顶板锚索、 巷帮锚杆的巷道补强支护措施及添加树脂锚固剂 的巷道补强支护措施和实体煤侧巷帮扩刷等围岩控制措施后，沿空巷道两帮及顶板的变形量较之前 分别减少了 24和 61， 巷道表面位移量控制在允许范围内， 能够保证 10m 窄煤柱护巷条件下巷道 在回采期间正常安全的使用。 关键词 综采 ； 沿空掘巷 ； 窄煤柱稳定性 ； 围岩控制 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0139- 04 Stability Analysis of Narrow Coal Pillars in Gob-side Roadway of Fully Mechanized Caving and Research on Surrounding Rock Control Technology YU Jiaqi Xizhi Coal Mine Production TechnologyDepartment, Huozhou Coal and ElectricityGroup Co., Ltd., Huozhou 031400, China AbstractIn order to analyze the stability ofthe coal pillars along the 18501 working face and the rationality ofthe support ofthe channel, the Flac3D software is used to establish the 18501 fully mechanized mining face along the goaf model to study the internal stress characteristics and displacement distribution ofnarrowcoal pillars. The reasonable width of the coal pillar along the empty roadway is 10m, and the roadway reinforcement support measures with roofinganchor cable and roadwayanchoringrod are added, and the roadwayreinforcement support mea- sures and entities with resin anchoring agent are added. After the coal side lanes are used to expand the brush and other surrounding rock control measures, the deation of the two gangs and the roof of the roadway along the roadway is reduced by 24 and 61 respectively. The displacement of the roadway surface is controlled within the allowable range, and the 10m narrow coal pillar can be guaranteed. Under normal conditions, the roadwayis normallyand safelyused duringmining. Key words Integrated mechanized coal mining； Digginglanes alongthe air ； Narrowcoal pillar stability； Surroundingrock control 139 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 2窄煤柱宽度确定及稳定性分析 2.1数值模型的建立 根据西曲矿 18501 孤岛工作面上覆岩层的物理 力学参数， 同时借鉴类似矿井经验[1]， 通过 Flac3D 软 件建立 18501 综采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱 内应力特征及位移分布规律。在数值模拟的过程中， 首先开采 18502 工作面，然后留设窄煤柱后开挖 18501 工作面回风顺槽， 煤柱尺寸从 3m增加至 12m， 每个方案增加 lm， 最后对 18501 工作面进行开采。模 拟顺槽内采用基础支护方案进行支护。 将上覆岩层中 的坚硬承载层作为均布载荷施加在模型边界会产生 一定的误差， 为了消除这些误差， 可将覆岩中关键层 的重力简化为 5MPa 均布载荷施加在模型上边界， 四 周及底部边界施加位移约束边界条件， 所建模型长 宽高 326m300m100m。 2.2数值模拟分析 图 3不同宽度煤柱内垂直应力分布规律 如图 3 为不同宽度煤柱内垂直应力的分布规律。 观察图 3 可发现， 煤柱内的垂直应力从巷道一侧到采 空区一侧先增大后减小， 应力峰值在煤柱中心偏向巷 道一侧。随着煤柱尺寸的不断增加， 煤柱内垂直应力 峰值也不断增加。3m 和 4m 煤柱内的垂直应力峰值 均小于原岩应力， 这是由于煤柱过窄， 不具备承载覆 岩载荷的能力所致； 当煤柱宽度从 5m增加至 9m时， 煤柱内的垂直应力峰值也不断增加，且增幅明显， 这 说明煤柱宽度的增加提高了煤柱的承载能力； 当煤柱 宽度从 9m增加至 12m时， 煤柱内垂直应力峰值增幅 很小， 从经济角度考虑， 9m宽的煤柱能够满足承载覆 岩载荷的需求。 图 4不同宽度煤柱沿空巷道围岩变形情况 当煤柱宽度从 3m增加至 12m时， 平均巷道顶板 下沉量约为 380mm， 沿空巷道底鼓量波动很小， 对巷 道整体变形影响较小。随着煤柱宽度从 3m 增加至 8m， 沿空巷道两帮移近量逐渐减小， 这是由于煤柱宽 度在 3～8m 时， 沿空巷道位于低应力区， 但是由于保 护煤柱中存在破碎区及塑性区致使煤柱的承载能力 降低， 煤柱变形量较大， 但随着保护煤柱宽度的增加， 煤柱的承载能力不断上升， 所以煤柱的变形量逐渐减 小； 随着煤柱宽度从 9m 增加至 12m， 沿空巷道两帮 移近量逐渐增加。 这是由于煤柱宽度为 9～12m时， 煤 柱的承载能力增高， 煤柱内部的破碎区及塑性区对煤 柱的变形影响减小， 随应力升高煤柱侧巷帮向巷道内 移近量变大。由于煤柱内破碎区及塑性区的影响， 煤 柱侧巷帮移近量变化较为明显， 变 形 量 约 为 300mm～500mm，所以沿空巷道支护的重点在于控制 沿空巷道两帮的变形。 从沿空巷道围岩变形量的角度 考虑， 该工作面煤柱的留设宽度为 8～10m。 窄煤柱中性面的宽度表征了煤柱内小位移区域 的宽度和煤柱承载特性， 如图 5 所示为不同宽度煤柱 内中性面宽度占比图。 图 5不同宽度煤柱内中性面宽度占比 观察图 5 发现， 随着煤柱宽度的不断增加， 中性 面宽度所占比例也不断增加， 表明煤柱的承载能力不 断升高。煤柱宽度为 3～7m 时， 煤柱内中性面宽度占 比基本不变， 这是由于煤柱完全破碎， 丧失承载能力， 致使窄煤柱塑性变形严重； 煤柱宽度为 8～11m 时， 煤 柱内中性面宽度占比显著增大， 煤柱内出现稳定的塑 性极限承载区域，且中性面宽度受煤柱宽度影响大， 在该范围内煤柱宽度的增加可以明显提高中性面的 宽度， 改善煤柱的变形情况和应力集中状态。煤柱宽 度从 12m继续增加，煤柱内中性面宽度占比有一定 程度的增加， 但趋增速快缓且趋于稳定， 即煤柱宽度 的增加不会对中性面宽度的占比产生大的影响。 从中 性面宽度占比角度出发，该工作面留设 10m 煤柱为 最佳。 综上所述西曲矿 18501 工作面沿空掘巷窄煤柱 留设 10m为最佳，回风顺槽实体煤侧巷帮移近量约 140 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 180mm， 煤柱侧巷帮移近量约 350mm， 顶板下沉量约 230mm， 底板鼓起量约 190mm， 回风顺槽表面位移量 较大， 两帮移近量较大， 对回采工作面的通风和安全 生产带来一定困难， 所以需要对回风顺槽进行补强支 护。 3围岩控制技术 3.1原基础支护存在的问题 顺槽基础支护中锚杆的长度和强度不够， 难以形 成整体的支护系统； 施工过程中存在支护滞后及锚杆 锚索的预应力施加不达标的现象发生， 不能形成有效 的主动支护， 会导致巷道断面失稳； 巷道底板及底角 未采取有效的控制措施， 致使巷道两帮变形严重及底 鼓现象的发生。 3.2支护优化设计[2-3] 根据 18501 工作面的具体地质情况， 为保证工作 面回采期间巷道正常安全的使用， 可采取下列加强支 护的措施 1 ） 施加足够的预紧力。 在沿空巷道掘进后及时进 行支护，并且确保顶板及两帮锚杆预紧力不低于为 80kN、 60kN， 锚索预紧力为 130 kN。 2 ） 加打巷帮底角锚杆。 由于 18501 工作面回风顺 槽及护巷煤柱受工作面回采扰动较大， 巷道两帮发生 严重变形， 且底鼓现象严重， 需要将帮部锚杆由原本 的 Ф18 1800mm 的 圆 钢 锚 杆 调 整 为 Ф22 2200mm 的螺纹钢锚杆， 同时需要加打同规格底角锚 杆， 以防止巷帮变形严重及底鼓严重影响正常生产。 3 ） 加打顶板锚索并添加树脂锚固剂[4]。在巷道顶 板每 1.8m 处增加一排 Ф17.88000mm，预紧力 100～150kN的锚索。 使巷道顶板的锚索布置形式为排 拒 0.9m，每排 2 跟。顶板锚杆采用每孔 ck23/36、 k23/60 两卷树脂锚固剂，两帮锚杆每孔一卷 k23/60 树脂锚固剂；顶板锚索采用每孔 ck23/36、k23/60、 k23/60 三卷树脂锚固剂。补强支护如图 6 所示。 图 6回风顺槽补强方案图 4 ） 巷帮扩刷。 实体煤帮扩刷技术是刷去边缘破裂 呈塑性状态的煤体，这一部分煤体的持续变形量大， 承载力低，然后对力学性能较好的煤体进行支护， 使 实体煤帮的变形得到控制，从而维护巷道围岩稳定 性。 具体实施方案 拆除实体煤侧巷道原有支护， 然后 向实体煤侧扩刷 1m 的宽度， 在新的巷帮上用锚杆钻 机进行顶底角及帮部的锚索布设。 新悬露的顶板距帮 400mm处向顶带 30角度施工一根限位锚索，锚索 规格为 Ф17.88000mm， 预紧力 100～150KN， 采用每 孔 ck23/36、k23/60、 k23/60 三卷树脂锚固剂进行锚 固。巷帮扩刷支护示意图如图 7 所示。 图 7实体煤帮扩刷支护示意图 3.3回风顺槽围岩控制效果 在工作面回采期间， 通过在巷道里布置的测站内 使用 “十字测量法” 测量补强支护后的巷道表面位移 量， 所得数据如图 8 所示。 图 8巷道表面位移 由图 5 可知， 工作面从距测站 100m 处推进至距 测站 80m处时， 巷道表面并没有发生位移变化； 当工 作面从距测站 80m 处开始推进时，对巷道表面位移 产生较小影响，直至推进至距测站 60m 时巷道表面 位移量随着工作面的推进不断增加， 但仍未发生较大 改变；当工作面从距测站 40m推进至距测站 10m的 过程中， 巷道表面位移量突然增大， 顶底板移近量增 加至 320mm， 两帮移近量增加至 210mm。 相比于未补 （下转第 144 页 ） 141 ChaoXing （上接第 141 页 ） 强支护前的巷道表面移近量分别减少了约 24和 61。工作面回采过程中巷道表面位移量均在允许 范围内， 巷道支护情况良好， 能够保证回采期间巷道 正常安全的使用，所以该巷道的支护优化措施设计 合理。 4结论 1 ） 通过 Flac3D 软件建立 18501 综采工作面沿空 掘巷模型研究窄煤柱内应力特征及位移分布规律， 发 现西曲矿 18501 工作面回风顺槽沿空掘巷 10m 窄煤 柱留设合理， 但回风顺槽围岩表面位移量较大， 两帮 移近量较大， 对回采工作面的通风和安全生产带来一 定困难， 所以需要对回风顺槽进行补强支护。 2 ） 通过现场实测发现在采取加打顶板锚索、 巷帮 锚杆并添加树脂锚固剂的巷道补强支护措施及实体 煤侧巷帮扩刷等围岩控制措施后， 沿空巷道两帮及顶 板的变形量较之前分别减少了 24和 61，巷道表 面位移量控制在允许范围内， 因此 18501 工作面的回 采巷道支护优化措施合理，能够保证 10m 窄煤柱护 巷条件下巷道在回采期间正常安全的使用。 参考文献 [1] 蒋力帅. 工程岩体劣化与大采高沿空巷道围岩控制原理 研究[D].中国矿业大学 （北京） ,2016. 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