李 慧，石 昆

（陜西建新煤化有限責(zé)任公司，陜西 延安 716000）

近年來，煤炭資源開采逐步轉(zhuǎn)入深部開采，深部圍巖處于“三高一擾動”的復(fù)雜環(huán)境中，工作面回采巷道更容易出現(xiàn)失穩(wěn)破壞。目前，除了高強(qiáng)度支護(hù)技術(shù)外，沿空掘巷利用礦壓轉(zhuǎn)移原理避免巷道長期處于高礦壓影響也是一種有效的解決手段[1-3]。

沿空掘巷成功的關(guān)鍵是合理選擇煤柱寬度，煤柱寬度是影響煤柱穩(wěn)定性和巷道維護(hù)的主要因素。煤柱寬度偏大，容易造成煤炭資源浪費(fèi)，而且當(dāng)煤柱尺寸超過合理寬度時(shí)，可能會處于采空區(qū)側(cè)壓峰值范圍內(nèi)，當(dāng)煤柱單位面積所承受載荷超過其承載范圍，會引起巷道變形等嚴(yán)重問題[4-5]。為避免煤柱處于應(yīng)力峰值范圍內(nèi)，一般通過分析基本頂斷裂位置，將巷道布置于煤層靠采空區(qū)的應(yīng)力降低區(qū)中，從而保證巷道圍巖的穩(wěn)定性。煤柱尺寸偏小時(shí)，受采空區(qū)側(cè)壓影響，巷道一側(cè)煤柱容易出現(xiàn)壓酥、壓垮現(xiàn)象，煤體進(jìn)入塑性狀態(tài)，導(dǎo)致巷道掘進(jìn)過程中，支護(hù)體無法有效錨固，支護(hù)結(jié)構(gòu)無法與巷道圍巖形成新承載結(jié)構(gòu)，圍巖控制效果較差[6-7]。但是在礦井實(shí)際生產(chǎn)過程中，確定沿空掘巷煤柱的寬度常采用經(jīng)驗(yàn)法，仍存在安全隱患。

為進(jìn)一步確定科學(xué)合理的煤柱寬度，不少學(xué)者通過理論推導(dǎo)、數(shù)值模擬等手段進(jìn)行探究。其中，煤柱合理寬度理論計(jì)算方法較多，如應(yīng)力極限平衡理論、兩區(qū)約束理論和彈性地基理論等[8]。崔建軍[9]通過分析深部巷道頂板失穩(wěn)變形機(jī)理，指出影響巷道穩(wěn)定的基礎(chǔ)因素，在現(xiàn)場應(yīng)用強(qiáng)幫為主、頂幫協(xié)調(diào)的高預(yù)應(yīng)力圍巖控制技術(shù)，效果良好；姜鵬飛[10]利用多種方法分析得出麻黃梁煤礦原巖、采動、支護(hù)應(yīng)力場分布特征，以及二次采動影響下發(fā)生擴(kuò)容變形，明晰了采掘過程中巷道應(yīng)力、位移時(shí)空演化關(guān)系。常用于煤柱合理寬度驗(yàn)證的數(shù)值模擬軟件有FLAC、GDEM 等，王德超等[11]、谷長宛等[12]通過FLAC 模擬軟件與相似模擬相互驗(yàn)證的方法對煤柱合理寬度以及支護(hù)體受力情況進(jìn)行了研究；楊虎等[13]通過GDEM軟件對厚煤層留窄煤柱沿空掘巷技術(shù)進(jìn)行了研究。

煤柱合理寬度的確定一般可以保證巷道不出現(xiàn)較大變形失穩(wěn)，但在工作面回采過程中，煤柱中仍不可避免地會出現(xiàn)貫通裂隙，出現(xiàn)裂隙后，煤柱無法徹底隔絕采空區(qū)，瓦斯等有毒氣體容易溢出，而薄噴密閉技術(shù)利用噴涂裝備將薄噴材料噴涂至圍巖表面進(jìn)行護(hù)表，薄噴材料填堵裂隙，對于防止瓦斯溢出作用明顯。張少波等[14]闡述了薄噴技術(shù)替代噴射混凝土及錨網(wǎng)支護(hù)的可能性；李學(xué)彬等[15]研發(fā)了高強(qiáng)度聚合物噴層材料，可有效封閉弱膠結(jié)軟弱圍巖，維護(hù)巷道穩(wěn)定；張農(nóng)等[16]通過研究噴涂柔膜材料性能、作用機(jī)理以及施工工藝并在現(xiàn)場應(yīng)用，該技術(shù)對于圍巖表面護(hù)表，抑制瓦斯溢出效果明顯。研究根據(jù)極限平衡理論計(jì)算合理煤柱寬度范圍，利用FLAC3D模擬方法確定合理煤柱寬度，基于模擬結(jié)果及薄噴密閉原理，設(shè)計(jì)了巷道支護(hù)及薄噴密閉方案，并在現(xiàn)場進(jìn)行應(yīng)用驗(yàn)證。

1 工程概況

建新煤礦4209 工作面位于42 盤區(qū)西翼，工作面呈西南-東北方向布置，其西界為4207 工作面，已經(jīng)完成回采，煤層平均厚度7.2 m；煤層含夾矸1～3 層，單層厚度0.2～1.4 m，平均厚度0.6 m；煤層中上部夾矸的巖性以炭質(zhì)泥巖和砂質(zhì)泥巖為主，中下部少量為粉砂質(zhì)泥巖，綜合柱狀圖如圖1 所示。

圖1 綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram

根據(jù)煤層賦存條件及建新煤礦現(xiàn)有的設(shè)備，采用綜放開采，全部垮落法管理頂板。工作面采放工藝流程為：采煤機(jī)機(jī)尾端頭斜切進(jìn)刀（割機(jī)尾三角煤）→向機(jī)頭方向正常割煤→移架→采煤機(jī)由機(jī)頭向機(jī)尾裝煤→推前部輸送機(jī)→放頂煤→拉后部輸送機(jī)→采煤機(jī)機(jī)尾端頭斜切進(jìn)刀→正規(guī)循環(huán)。

由于生產(chǎn)需要，在回采工作面一側(cè)掘進(jìn)順槽巷道形成U 型工作面，需要留設(shè)煤柱開采。但是煤層較厚，礦壓較大，巷道容易產(chǎn)生較大變形，同時(shí)該礦為高瓦斯礦井，瓦斯?jié)舛容^高，煤層發(fā)火期較短。如果采空側(cè)隔離煤柱出現(xiàn)裂隙，向采空區(qū)漏風(fēng)，很可能誘發(fā)自燃。41 盤區(qū)曾采用35 m 寬度煤柱，相鄰工作面靠近上區(qū)段的順槽底鼓變形相當(dāng)嚴(yán)重，導(dǎo)致后期巷道的維護(hù)費(fèi)用遠(yuǎn)遠(yuǎn)高于掘進(jìn)費(fèi)用。后期試驗(yàn)采用15 m 寬度煤柱仍不能正常進(jìn)行回采，維修費(fèi)用較高，也曾有多次冒頂?shù)任ｋU(xiǎn)。因此，采用沿空掘巷時(shí)煤柱必須滿足支撐上覆巖體和密閉采空區(qū)要求。

2 理論分析

2.1 煤柱留設(shè)原則

沿空巷道開挖過程中留設(shè)煤柱，圍巖應(yīng)力場被破壞后重新分布，在覆巖載荷以及動壓影響下，煤柱兩側(cè)一定范圍內(nèi)出現(xiàn)塑性破壞區(qū)域。若煤柱的留設(shè)寬度過小，可能會產(chǎn)生較大變形，承載能力降低，其自身穩(wěn)定性也將難以維持。煤柱留設(shè)原則為：①巷道處于上一工作面采空區(qū)支承壓力分布較小的區(qū)域；②煤柱合理寬度是滿足巷道圍巖穩(wěn)定又避免煤炭資源浪費(fèi)；③受采掘影響，煤柱兩側(cè)形成塑性區(qū)，煤柱內(nèi)需要一定寬度的彈性核區(qū)；④滿足隔離煤柱要求，防止采空區(qū)漏風(fēng)和隔離有毒有害氣體。

2.2 煤柱合理寬度計(jì)算

建立煤柱塑性區(qū)計(jì)算模型，如圖2 所示，根據(jù)煤柱極限平衡理論，煤柱留設(shè)合理寬度計(jì)算見式（1）。

圖2 煤柱塑性區(qū)模型Fig.2 Plastic zone model of coal pillar

式中：L1為4207 工作面采動過程中對煤柱的塑性影響區(qū)；L2為錨桿錨固的有效長度，取2 m；L3為煤柱彈性核區(qū)寬度，按30%～50%（L1+L2）取值。

其中，L1與工作面回采過程中基本頂關(guān)鍵三角塊的斷裂位置有關(guān)，斷裂位置可由式（2）求得。

式中：h為工作面采高，m；A為側(cè)壓系數(shù)；φ0為煤體的內(nèi)摩擦角，（°）；C0為煤體內(nèi)聚力，MPa；k為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均容重，MN/m3；H為煤層埋深，m；P1為煤柱在采空側(cè)幫的支護(hù)阻力，MPa。

將4207 工作面參數(shù)代入式（2），得h=7.2 m；A=0.25；φ0=26°；C0=1.02 MPa；k=1.2；γ=0.025 MN/m3；H=775 m；P1=0.2 MPa。計(jì)算得L1=4 m。將結(jié)果代入式（1）可得煤柱合理寬度為7.8～9.0 m。

3 煤柱合理尺寸數(shù)值模擬分析

3.1 建立模型

采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件探究合理的煤柱寬度，根據(jù)4207 工作面、4209 工作面實(shí)際地質(zhì)條件及理論計(jì)算結(jié)果，確定了4 種模擬方案，煤柱寬度分別為5 m、7 m、9 m 和11 m，分析不同煤柱寬度下的巷道圍巖及煤柱的穩(wěn)定性。

根據(jù)工作面基本情況，利用MIDAS 軟件建立尺寸為130 m×60 m×52.3 m（長×寬×高）的模型導(dǎo)入FLAC3D軟件，根據(jù)煤層埋深計(jì)算覆巖載荷為14.02 MPa，通過垂直應(yīng)力形式施加至模型頂部。對網(wǎng)格進(jìn)行局部加密，建立的煤柱模型如圖3 所示，相關(guān)力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock mass

圖3 煤柱模型Fig.3 Model of coal pillar

3.2 模擬結(jié)果分析

3.2.1 煤柱內(nèi)應(yīng)力分布特征

不同寬度煤柱的垂直應(yīng)力分布情況如圖4 所示。由圖4 可知，在煤柱寬度增加的過程中，煤柱內(nèi)部的垂直應(yīng)力集中區(qū)域逐漸擴(kuò)大，煤柱穩(wěn)定性也逐漸提高。當(dāng)煤柱寬度為5 m 時(shí)，應(yīng)力峰值為31.6 MPa，且應(yīng)力集中范圍相對較小，煤柱已完全破壞，承載力較?。划?dāng)煤柱寬度為7 m 時(shí)，煤柱垂直應(yīng)力分布形式為單峰曲線式，應(yīng)力集中范圍增大，其應(yīng)力峰值為37.2 MPa，應(yīng)力集中區(qū)域即為彈性核區(qū)，該區(qū)域內(nèi)煤柱承載力明顯較大；當(dāng)煤柱寬度增加至9 m 時(shí)，煤柱內(nèi)明顯應(yīng)力集中區(qū)域有兩部分，垂直應(yīng)力分布形式呈雙峰曲線式，其應(yīng)力峰值為36.1 MPa，應(yīng)力集中范圍也大幅增加，煤柱區(qū)域煤體完整性較好，仍具有較強(qiáng)的承載能力；當(dāng)煤柱寬度繼續(xù)增加至11 m 時(shí)，煤柱內(nèi)的應(yīng)力也呈雙峰曲線式分布，其應(yīng)力峰值為36.8 MPa，應(yīng)力集中范圍進(jìn)一步增加，承載能力更強(qiáng)。

圖4 不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布特征Fig.4 Vertical stress distribution characteristics in coal pillars with different widths

3.2.2 煤柱內(nèi)塑性區(qū)分布特征

不同煤柱寬度下煤柱內(nèi)的塑性破壞區(qū)分布特征如圖5 所示。由圖5 可知，煤柱的破壞形式均為X型共軛破壞，隨著煤柱寬度的增加，煤柱區(qū)域的彈性核區(qū)面積逐漸增大。煤柱寬度為5 m 時(shí)，煤柱內(nèi)塑性變形形成的裂隙已完全貫通，煤柱已無承載能力；煤柱寬度為7 m 時(shí)，煤柱中部出現(xiàn)“細(xì)條型”彈性核區(qū)，寬度為0.5 m，占煤柱寬度的7%，煤柱內(nèi)存在較小的殘余強(qiáng)度支撐圍巖；煤柱寬度增加至9 m 時(shí)，煤柱內(nèi)的彈性單元體數(shù)量大幅增加，彈性核區(qū)寬度為3.5 m，占煤柱寬度的39%，煤柱承載能力明顯提高，有利于回風(fēng)巷圍巖穩(wěn)定性控制；煤柱寬度繼續(xù)增加至11 m 時(shí)，煤柱內(nèi)部的彈性核區(qū)寬度增加至4 m，占煤柱寬度的36%，煤柱承載能力較大。

圖5 不同寬度煤柱內(nèi)的塑性破壞區(qū)分布特征Fig.5 Distribution characteristics of plastic failure zone in coal pillar with different widths

3.2.3 巷道位移變化規(guī)律

提取不同煤柱寬度下巷道頂板下沉量隨巷道寬度的變化情況繪制曲線，由于煤柱寬度5 m 時(shí)頂板下沉量遠(yuǎn)大于煤柱寬度7 m、9 m 和11 m 頂板下沉量，為使圖形更具自明性，繪制“雙y 軸圖”，煤柱寬度5 m 時(shí)對應(yīng)縱坐標(biāo)為右軸，煤柱寬度7 m、9 m 和11 m 時(shí)對應(yīng)縱坐標(biāo)為左軸，如圖6 所示。由圖6 可知，煤柱寬度由5 m 增加至9 m 時(shí)，巷道頂板的最大下沉量隨著煤柱寬度的增加而逐漸減??；當(dāng)煤柱寬度由9 m 增加至11 m 時(shí)，巷道頂板最大下沉量又出現(xiàn)增大，這是由于當(dāng)煤柱寬度在9 m 以內(nèi)時(shí)，巷道整體均處于側(cè)向支承應(yīng)力降低區(qū)，而當(dāng)煤柱寬度超過9 m 時(shí)，會使得巷道部分區(qū)域處于側(cè)向支承應(yīng)力增高區(qū)，從而導(dǎo)致巷道頂板變形反而增加的現(xiàn)象。

當(dāng)煤柱寬度為5 m 時(shí)，巷道頂板下沉量向采空區(qū)側(cè)持續(xù)增大，沒有收斂的趨勢，其頂板最大下沉量為943 mm，變形劇烈，巷道穩(wěn)定性差；煤柱寬度為7 m、9 m、11 m 時(shí)的頂板下沉量呈拱形分布，即巷道中部頂板變形較兩邊稍高，表明此時(shí)巷道穩(wěn)定性較好，其頂板最大下沉量分別為149 mm、143 mm 和146 mm，整體較為接近，與5 m 寬度煤柱相比，巷道頂板下沉量明顯變小，巷道圍巖相對穩(wěn)定。

3.2.4 煤柱寬度確定

綜合理論分析和數(shù)值模擬，煤柱寬度從5 m 增加至11 m，煤柱內(nèi)部的垂直應(yīng)力集中區(qū)域逐漸擴(kuò)大，彈性核區(qū)從無到有，再到進(jìn)一步擴(kuò)大，煤柱寬度11 m時(shí)核區(qū)寬度增加至4 m；煤柱寬度在5～9 m 范圍時(shí)，隨著煤柱寬度增加，頂板位移量逐漸減小。綜合對比4 種寬度的煤柱情況：5 m 寬度煤柱已全部破壞，不具備承載能力，且巷道頂板變形破壞嚴(yán)重；7 m 寬度煤柱具有一定的彈性核區(qū)，但面積較小，承載能力較低；煤柱寬度為9 m、11 m 時(shí)的彈性核區(qū)面積較大，煤柱內(nèi)的應(yīng)力呈雙峰曲線式分布，煤柱承載能力均較強(qiáng)，但二者的彈性核區(qū)寬度、巷道頂板下沉量相差不大，因此，綜合考慮煤炭資源節(jié)約以及安全生產(chǎn)，確定煤柱最佳寬度為9 m。

4 巷道圍巖控制方案及效果

4.1 薄噴密閉技術(shù)原理

薄噴密閉技術(shù)主要涉及凝固速度快、厚度較薄、噴涂施工的襯層材料，該材料在國外初步應(yīng)用是作為一種表面密閉技術(shù)，近年來隨著薄噴材料的深入研究，逐漸應(yīng)用于煤礦、隧道等地下工程的表面防護(hù)、防開裂等方向。主要優(yōu)勢為具有良好黏結(jié)性，可與圍巖緊密黏結(jié)，施工工藝簡單，具有良好的變形能力。其主要原理是利用專業(yè)設(shè)備將薄噴材料按照一定厚度噴涂至巷道表面，凝固后形成柔性較強(qiáng)、穩(wěn)定的保護(hù)層，避免煤巖體因長期與空氣接觸被弱化，有利于維持煤巖體的自身強(qiáng)度，減緩圍巖變形，同時(shí)可適應(yīng)后期煤柱受壓變形，封堵圍巖裂隙，避免形成采空區(qū)瓦斯溢出通道。

4.2 支護(hù)方案

依據(jù)模擬結(jié)果和現(xiàn)場條件確定4209 工作面回風(fēng)順槽支護(hù)方案。巷道頂板使用Φ22 mm-L2 500 mm左旋螺紋鋼錨桿，鐵托板采用Q235 鋼，規(guī)格150 mm×150 mm×8 mm；錨索規(guī)格Φ21.8 mm-L8 300 mm，布置形式為4-3-4，間排距1 400 mm×800 mm，鋼帶采用T140-L5 100/7 型鋼帶。幫部使用Φ22 mm-L3 500 mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm，矩形布置，布置方案如圖7 所示。

圖7 4209 工作面回風(fēng)順槽支護(hù)圖Fig.7 Return airway support diagram of 4209 working face

4.3 薄噴密閉方案

根據(jù)實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)以及現(xiàn)場條件，確定噴涂厚度不小于5 mm，通過兩次噴涂完成，第一次噴涂厚度3 mm 左右，間隔1 h 以上進(jìn)行第二次復(fù)噴，保證達(dá)到噴涂厚度要求。噴涂區(qū)域?yàn)橄锏理敯搴蛢蓭停ㄟ^快速噴涂施工，要求噴射要均勻，噴涂后巷道幫部要齊直。煤巖體表面薄噴密閉技術(shù)施工工藝流程如圖8 所示。

圖8 噴涂工藝流程Fig.8 Spraying process flow

4.4 應(yīng)用效果分析

為驗(yàn)證9 m 煤柱寬度留設(shè)的合理性，在4209 工作面回風(fēng)順槽掘進(jìn)過程中布置測點(diǎn)，通過十字布點(diǎn)法布置測點(diǎn)，自巷道開口處每隔200 m 布置一個(gè)測點(diǎn)，共布置7 個(gè)測點(diǎn)，利用量程為7 m 的卷尺進(jìn)行人工測量，巷道掘進(jìn)完成初期變形量較大時(shí)每天進(jìn)行一次觀測，等到巷道基本穩(wěn)定時(shí)進(jìn)行定期觀測。監(jiān)測沿空巷道圍巖表面位移量結(jié)果如圖9 所示。由圖9 可知，巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵七M(jìn)量在99 d 后逐漸趨于穩(wěn)定，頂?shù)装甯鳒y點(diǎn)平均移近量為280 mm，最大移近量為443 mm，最大移近速率為4.47 mm/d；兩幫各測點(diǎn)平均移近量為216 mm，最大移近量為300 mm，最大移近速率為3.03 mm/d。

圖9 巷道圍巖表面位移量Fig.9 Displacement of surrounding rock surface of roadway

根據(jù)《中國煤礦巷道圍巖控制》中關(guān)于穩(wěn)定巷道圍巖的標(biāo)準(zhǔn)，判定4209 工作面回風(fēng)順槽圍巖穩(wěn)定性屬于Ⅰ類，即屬中等穩(wěn)定巷道，表明4209 工作面留設(shè)9 m 寬度的煤柱合理可靠，可滿足礦井安全生產(chǎn)。根據(jù)薄噴密閉方案在回風(fēng)順槽進(jìn)行噴涂（圖10），噴涂后巷道圍巖完整性明顯提高，利用瓦檢儀對煤柱幫瓦斯?jié)舛冗M(jìn)行監(jiān)測，噴涂后各測點(diǎn)瓦斯?jié)舛让黠@降低，降幅在17%～37%，如圖11 所示，薄噴密閉技術(shù)對于防止瓦斯溢出效果良好，可進(jìn)一步推廣使用。

圖10 薄噴技術(shù)現(xiàn)場應(yīng)用Fig.10 Field application of thin jet sealing technology

圖11 煤柱幫瓦斯?jié)舛菷ig.11 Gas concentration of coal pillar wall

5 結(jié)論

1）根據(jù)極限平衡理論結(jié)合工作面地質(zhì)條件，計(jì)算綜放開采沿空掘巷合理煤柱寬度范圍為7.8～9.0 m。

2）通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件研究了不同煤柱寬度下的巷道頂板下沉量、垂直應(yīng)力分布及塑性區(qū)變化特征，得出煤柱寬度為9 m 時(shí)煤柱的穩(wěn)定性較強(qiáng)，且巷道變形量較小，綜合分析確定合理的煤柱寬度為9 m。

3）基于模擬結(jié)果及現(xiàn)場實(shí)際條件設(shè)計(jì)了巷道支護(hù)方案及薄噴方案，應(yīng)用結(jié)果表明，巷道圍巖整體變形量較小，且噴涂后巷道內(nèi)瓦斯?jié)舛让黠@降低，保證了工作面的安全高效生產(chǎn)。