沿空掘巷小煤柱稳定机理分析专题报告

沿空掘巷小煤柱稳定机理分析摘要本文主要介绍沿空掘巷小煤柱留设稳定性机理分析，对于小煤柱的整体稳定性进行研究。将小煤柱作为沿空掘巷围岩结构的一个重要组成部分，研究小煤柱的变形破坏特点及其保持其稳定性的控制机理。关键词 沿空掘巷 小煤柱 围岩应力 稳定性1概述沿空掘巷是指沿着采空区边缘开掘巷道，上下区段间不留煤柱或只留35m宽的挡矸、阻水或阻隔采空区有害气体的隔离煤柱。理论和实践证明，沿空掘巷有利于巷道维护，减少区段煤柱损失。当瓦斯涌出量不大、煤层埋藏稳定的条件下，我国煤矿，特别是进入深部开采的矿井，其回风平巷一般采用单巷布置与掘进、沿空掘巷方式。沿空掘巷在我国广泛应用，多用于开采近水平、缓斜、中斜厚度较大的中厚煤层和厚煤层。我国煤矿地下巷道总长约3万km，其中受采动影响的煤巷约占80%，长期以来，对受采动影响的煤巷一般采用煤柱护巷，随着矿井深度增加，原岩应力升高，护巷煤柱宽度越来越大。这样，不仅煤炭采出率低下、巷道维护困难，并且较宽的区段煤柱在工作面回采后形成应力集中区，使布置在煤柱下方的底板巷道维护困难，同时，不利于防治煤炭自燃发火以及煤与瓦斯突出等灾害。从50年代开始，国内外开展了包括沿空留巷与沿空掘巷两种方法的无煤柱护巷技术的试验研究，对于煤柱护巷的矿压显现规律及围岩控制进行了系统的研究，取得了大量的成果，推动了无煤柱护巷技术的发展。2研究意义沿空掘巷小煤柱的留设关系到开掘巷道及其周围围岩结构的整体稳定性，对于小煤柱稳定性机理的分析能够从原理上为沿空掘巷提供理论指导，煤柱留设稳定性机理不仅对提高煤炭采出率具有重要意义，而提高煤炭开采的采出率是关系到矿井的开采寿命和技术发展方向的重大问题，小煤柱稳定性也是关系到采区巷道能否稳定这一重要问题。通过对沿空掘巷小煤柱稳定性机理的分析，对小煤柱及实体煤帮的稳定性原理、巷道围岩应力场、围岩变形破坏特点、锚固结构与围岩活动关系等进行系统的研究，初步形成了综放沿空掘巷围岩稳定性原理与控制技术，促进无煤柱技术开采的进一步发展，充实和发展回采巷道支护理论，实现高度集约化生产的高产高效矿井建设无疑都具有重要的理论意义和实用价值。3沿空掘巷小煤柱留设发展现状窄煤柱沿空掘巷的实质是沿上工作面采空区边缘留窄煤柱（16m）掘进巷道。在国内，窄煤柱沿空掘巷在简单地质条件下矿区已得到较广泛的应用，其围岩控制的中心思想基于“巷道布置在采空区侧的低应力区，同时窄煤柱有一定的自承能力”。沿空掘巷是在第一个工作面采空区岩层活动基本终止，回采引起的应力重新分布趋于稳定后掘巷，巷道位于应力降低区，采用宽度较小的煤柱和合理的支护技术可以保证巷道在掘进及掘后围岩变形较小，巷道只经历一次采动影响。综放沿空掘巷及薄及中厚煤层沿空掘巷有较大的差别。综放工作面煤层为后煤层、采高大，受采空区侧向压力作用，下区段煤体边缘形成破碎区和塑性区的宽度大于薄及中厚煤层，因此，综放沿空掘巷一般处于塑性区和破碎区煤体中；巷道上方弧三角块在超前支撑压力作用下回转下沉量比薄及中厚沿空掘巷大；综放沿空掘巷顶板为煤体，而薄及中厚煤层沿空掘巷顶板为岩层；所以综放沿空掘巷巷道围岩力学性质比薄及中厚煤层沿空掘巷更差，维护更为困难。近年来，综放沿空掘巷作为综采放顶煤的配套技术越来越受到人们重视，是我国煤炭开采技术进步的重要标志。但综放沿空掘巷的稳定原理及控制技术还很不成熟，一些普遍的具有广泛适用性的规律有待于进一步探索，其中小煤柱留设稳定性的控制技术及锚杆支护巷道锚固体与外部围岩的相互作用关系均有待于进一步研究。目前国内在沿空掘巷方面已做了大量的工作，但在阳泉、灵武等多个矿区目前仍采用大煤柱护巷方式（约在20m左右）1，其目的一是为了巷道本身的围岩稳定；二是为了防止窄煤柱变形或破坏后会与相邻采空区沟通，形成更大的安全隐患。国外，如澳、英等国不搞沿空掘巷，他们认为煤巷布置在裂缝中围岩是非常不稳定的。而认为区段平巷的护巷煤柱尺寸应该是巷道埋藏深度的1/10，至少应当在15m以上。美、德等国区段煤层平巷均布置在实体煤中。俄罗斯、乌克兰的沿空掘巷只采用金属支架支护2。4沿空掘巷的最佳位置通常, 在研究支承压力分布及其显现随上覆岩层运动而变化的规律的基础上, 通过实测确定具体采场的支承压力分布特征, 特别是低应力区的范围和稳定时间, 然后确定巷道开掘的合理位置, 使其避开高应力区和高应力作用期, 最大限度地减轻支承压力集中区的影响。在存在内应力场的条件下, 可能的掘巷位置有3种(见图2)。图2 巷道掘进位置1- 小煤柱沿空掘巷 2 -外应力场中的煤柱护巷3 -原始应力区的大煤柱掘巷由煤体上方支承压力分布规律可以看出, 在位置2掘进巷道, 正处于支承压力高峰区,巷道不易维护; 在位置3掘进巷道, 虽然巷道比较容易维护, 但煤柱损失比较大, 故这两种位置都不可取。因此沿空掘巷的最佳位置为位置1所示的小煤柱掘巷, 最佳煤柱尺寸应是满足煤柱不发生裂隙向采空区漏风、不诱发自燃的最小煤柱尺寸。5沿空掘巷小煤柱留设围岩稳定的基本原理5.1沿空掘巷的围岩力学环境沿空掘巷的围岩力学环境与其它类型的回采巷道相比，一般具有以下三个显著的特点：巷道处于应力降低区；掘巷期内围岩应力集中程度小；回采期间应力集中程度很大。5.1.1巷道开挖前矿压显现规律分析根据沿煤层倾斜方向的矿压显现规律可知，受工作面回采的影响，煤体内存在三个不同的应力分布区：靠近采空区的卸载区、支承压力显现区及煤体深部的原岩应力区。在沿倾斜方向上的支承压力形成初期，卸载区的范围一般为36m。但随着时间的增长应力分布会逐渐地趋向缓和与均化，支承压力的峰值逐渐降低，影响范围也逐渐加长，并最终形成长期稳定的残余支承压力（如图1）。此时卸载区的影响范围接近10m。留小煤柱沿空掘巷的目的就是要将巷道布置在卸载区内，以利于巷道的支护。因此，在进行巷道杆支护设计前，要对卸载区内的围岩状况进行分析，以确定合理的支护类型。（1初期矿压规律曲线；2稳定后的矿压规律曲线；I卸载区；-支承压力显现区；原岩应力区）图1 采空区侧煤层倾斜方向矿压显现规律5.1.2卸载区内的煤岩状况分析由于该处煤体直接与回采工作面相邻，工作面在回采期间，煤体边缘受高应力的作用出现不同程度的变形、破碎，致使该区域内的煤体承载能力降低，形成压力卸载区；同时，回采工作面顶板的冒落将造成卸载区内的顶板出现离层、断裂，离层、断裂后的岩体承载能力大大降低。其上方岩体所产生的压力将向煤体深部转移，形成支承压力显现区（如图2）。（I卸载区；-支承压力显现区；H 顶板断裂厚度）图2 卸载区内煤岩状况模型5.2掘巷期间煤柱内位移场分布特征掘巷区间煤柱内水平位移分布曲线见图3，煤柱表面向巷道内的位移与其宽度关系见图4。由图3、图4可见,掘巷期间沿空掘巷煤柱位移(1)煤柱内巷道内的位移随煤柱宽度增大而增大,达到一定宽度后再由大变小,然后趋于稳定。(2)煤柱表面向巷道内的位移特征,当煤柱留3m时,煤柱整体向采空区移动,45m煤柱向巷道图3掘巷期间煤柱内水平位移分布曲线图4掘巷期间煤柱表面位移特征内位移量不大,69m煤柱向巷道内位移量急剧增大,1015m煤柱向巷道内的位移量变化不明显,但显著大于45m煤柱向巷道内的位移量。(3)当煤柱留3m时,煤柱中部位移急剧变化,没有稳定部分,45m煤柱时,中部位移稳定并较小,当煤柱大于5m后,虽然中部也存在稳定部分,但向巷道内的位移量明显大于45m煤柱时的位移量。5.3回采期间煤柱应力分布回采期间采动影响通过在模型实体煤侧的上部边界施加采动支承压力来实现,回采阶段工作面沿空掘巷窄煤柱应力分布有如下特征: (1)煤柱宽度对应力分布影响较大。煤柱由4m增大到15m时步降低。又从数值计算结果可以看出,3m煤柱的垂直应力峰值为18.47MPa,大于4m煤柱时的垂直应力峰值,45m煤柱内垂直应力峰值最小,对煤柱的稳定最有利。煤柱达到10m后,垂直应力峰值增加不明显,垂直应力峰值在煤柱内的位置也相差不大。(2)煤柱宽度对煤柱浅部应力的影响。煤柱3m时,浅部应力较大,煤柱46m时,浅部应力较小。煤柱超过6m后,随着煤柱宽度的增大,浅部应力又相应的增大。,煤柱内垂直应力峰值逐步增大,4m时垂直应力峰值仅为16.71MPa,15m时则达到了31.1MPa,煤柱内垂直应力峰值的增大不利于煤柱的稳定,由此可知,煤柱超过4m后,随着煤柱宽度的增加,煤柱的稳定性逐5.4回采期间煤柱内位移场分布特征回采期间煤柱表面向巷道内的位移与其宽度的关系见图5,煤柱宽度对巷道变形的影响见图6。图5回采期间煤柱表面位移特征图6煤柱宽度对巷道变形的影响由图5、图6可见,煤柱宽度对围岩变形的影响为: (1)顶板下沉。巷道顶板下沉量随煤柱宽度增大而减小,煤柱34m时,顶板下沉量较大,煤柱46m时,顶板下沉量变化不大,大于8m时顶板下沉量变化不明显,但小于煤柱46m时的顶板下沉量。(2)底臌。煤柱36m时底鼓量增加不明显,大于6m时增大,当煤柱增加到8m时,底鼓量达到最大,随后底鼓量随着煤柱宽度的增加逐渐减小,10m以后逐渐趋于稳定。(3)两帮移近量。窄煤柱帮水平位移随煤柱宽度增大而增大,煤柱35m时位移量较小,煤柱8m时位移量最大,然后逐渐减小。实体煤帮位移随煤柱宽度增大而减小,煤柱5m时最小,随后随煤柱增大位移量增大,但变化不太明显。 5.5沿空掘巷上覆岩体大结构稳定性分析基于老顶岩层的上覆岩体大结构的稳定性是一个与上区段工作面回采、掘巷、及本区段工作面回采时载荷从稳定不稳定稳定不稳定的动态响应过程。研究和实践表明，沿空掘巷上覆岩体在巷道掘进及本工作面回采前是可以保持稳定的，但在受本工作面采动影响时，其稳定性将受到严重影响。沿空掘巷在受到本区段工作面的回采影响时，巷道与上覆岩体大结构的平面关系如图1所示。其过程可归结为：本区段工作面回采时，采空区老顶岩层产生新的破断，由于沿空掘巷位于回采工作面前方，这种破断不会在沿空掘巷上方产生，只是在回采工作面采空区内，长边破断线直接与原有关键块体沟通，也即新产生的岩块A与原有三角形板B相连通，如图1（a）所示。 （a） （b）W沿空掘巷上覆岩体大结构的下沉量；M关键块体B的回转力矩；m本工作面老顶岩层向采场回转的力矩图1 回采时沿空掘巷与上覆岩体大结构的平面和剖面关系图老顶岩层破断后，块体A将分别在回转力矩m和M的作用下向本工作面和侧向三角板B方向回转下沉，进而破坏了工作面前方沿空掘巷大结构原有的平衡状态，大结构中的铰接岩体A和关键块B处于运动和不稳定状态，从而引发B块的一定下沉和在工作面前方形成较高的支承压力。上覆岩体大结构在较高支承压力的作用下，岩块A和岩块B将有一定的回转下沉，如图1（b）中的W所示。大结构的这种运动和不稳定状态将造成沿空掘巷围岩应力的再次重新分布和集中，其影响程度远大于掘巷时围岩应力的重新分布和集中。需说明的是：掘巷和回采时围岩应力的来源不同，巷道围岩应力在掘巷期间是由于掘进引起的围岩小范围内的应力集中；而在回采时，围岩应力的集中则来源于上覆岩体大结构这个外部力学环境的变化。沿空掘巷在回采时围岩应力的强烈集中，加上巷道围岩性质的软弱性质，使沿空掘巷围岩产生大变形；同时，由于大结构造成的巷道围岩应力重新分布的不均匀性，使得巷道顶板、底板、实体煤帮及煤柱在变形方式和变形量上存在较大的差异。上覆岩体大结构从受工作面回采影响起，直到临近工作面端头的过程中，上覆岩体大结构上的载荷虽然是在不断增加，但由于各岩块间的支承条件并没有改变，故仍会保持随机的平衡状态，不同的是块体间的受力情况发生了一定的变化。因此，在工作面推过之前，大结构的稳定性不会受到根本的改变，因而只要巷道支护合理，巷道锚杆支护与围岩形成的小结构保持稳定，巷道就不会受到破坏，大结构的稳定平衡状态只有在工作面推过后才会被打破，进而发生失稳，造成巷道的彻底破坏。综上分析可以得出这样的结论：沿空掘巷在本工作面回采时，巷道上覆岩体大结构不会发生失稳垮落，但其一定程度的下沉变形是不可抗的，此时保持巷道围岩的稳定性除了适应上覆岩层的下沉外，还应加强锚杆支护和其他支护措施，使巷道围岩锚固结构保持稳定，进而保证沿空掘巷在生产期间的正常使用。5.6沿空掘巷围岩锚固小结构稳定性分析锚杆支护巷道的稳定是通过在巷道围岩中系统布置锚杆，使锚杆群、锚杆的辅助构件及其锚固范围内的围岩形成一个整体承载结构，通过该结构良好的承载性能和对其外部围岩变形的适应性，充分发挥较深部围岩的自承能力，从而保证巷道的稳定性。相对于沿空掘巷上覆岩体的大结构而言，我们把这个由巷道周围锚杆组合支护与围岩形成的统一承载结构称为沿空掘巷围岩小结构。围岩小结构作为顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮锚固区组成的一个有机整体，其变形和破坏是各组成部分相互作用、相互影响的综合结果，由于巷道所处的应力环境呈现明显的不均衡性，故其变形与破坏也将呈现非均匀的特点。通过现场实践和理论分析研究，得出围岩小结构变形破坏的类型主要有以下几种：（1）窄煤柱诱导型破坏窄煤柱作为围岩小结构一个很重要的组成部分，由于煤柱本身受上区段工作面回采影响很大，煤体的破坏程度较高，当它发生变形破坏时，将使巷道顶板的承载基础作用降低，进而导致顶板向煤柱侧采空区下沉破坏，产生向巷道内移近和向下沉降，从而造成巷道围岩小结构的变形破坏，称之为窄煤柱诱导型破坏。（2）顶板诱导型破坏由于受巷道上覆岩体大结构的影响，顶板煤体在掘巷前变形同样很严重。同时，受上覆岩体断裂回转的影响，在巷道顶板煤体中将形成一组裂隙。在掘巷前，顶板煤体呈压缩状态，当巷道掘进后，煤体所贮存的压缩能量将释放，此时如果不能及时提供有效的支护阻力，将造成顶板煤体在其自重及上覆岩体压缩产生的变形压力作用下发生明显的下沉，甚至冒落，随着顶板下沉量的加大，顶板上方的载荷将向窄煤柱和实体煤帮移动，结果可能会使窄煤柱载荷加大而破碎失稳，同时实体煤帮及底板的稳定状态也会变化，使巷道围岩小结构破坏，称之为顶板诱导型破坏。（3）实体煤帮诱导型变形破坏实体煤帮的围岩性质相对于顶板及煤柱要好一些，但相对于巷道的其它部位来说，实体煤帮的应力集中程度是最大的，尤其是在巷道受采动影响时，垂直应力的集中系数可达4左右。实践中，实体煤帮常常因过大的垂直应力而向巷道内强烈位移和显著下沉，其过大的移近量将使顶板向实体煤侧发生倾斜而垮落，同时也会诱导靠近实体煤帮的底板严重鼓起，这种小结构的变形破坏机理称为实体煤帮诱导型破坏。（4）底板诱导型破坏沿空掘巷的底板一般为强度较低的软弱岩体，巷道掘巷期间，巷道的围岩应力相对处于一较低的环境中，此时，底板一定深度虽有程度较大的水平应力集中作用，但底板一般均能保持稳定。在受采动影响时，上覆岩体将引起巷道围岩应力的上升，增大的垂直应力作用在实体煤帮，并有效地传递到底板岩层中，使原来的水平应力发挥作用，从而导致巷道发生底鼓。由于底板中垂直应力集中的不均衡性，软弱的底板岩层鼓起也是不对称的。在兴隆庄矿底板条件下，靠近实体煤帮的鼓起量明显较大。从巷道支护的整体稳定性来考虑，沿空掘巷的围岩小结构无论是在围岩本身特性，还是在加固后的力学特性上，均具有明显的非均衡现象。因此，保持小结构本身的稳定是沿空掘巷稳定的根本。6沿空掘巷窄煤柱受力变形与应力分析窄煤柱是综放沿空掘巷围岩结构的一个重要组成部分,其稳定特性直接影响巷道整体的稳定性。关于综放沿空掘巷围岩的变形及承载能力分析,以往文献大多集中于巷道两帮及顶煤的弹性变形研究,关于巷道支护与围岩变形量的关系仍停留在经验性的定性分析上。由于窄煤柱两侧均存在破碎区,且受第2 个工作面采动影响,煤柱两侧的破碎区向煤柱中央发展,窄煤柱产生很大的塑性变形。由煤体单轴压缩试验所得的应力应变曲线(如图1 中的OABCD) 来看,煤体峰前变形为弹性变形,而峰后变形主要为塑性变形。为此,本文在分析窄煤柱力学环境的基础上,将窄煤柱视为弹塑性变形体,运用全量理论变分原理求解窄煤柱混合边界条件问题,初步探讨了煤柱内的位移和应力分布,为综放沿空掘巷窄煤柱的稳定性分析及巷道支护提供了理论依据。6.1小煤柱力学模型的建立因老顶及直接顶的刚度远大于煤体,因此窄煤柱上边界为施加给定变形的边界,左边界和右边界分别受到来自巷道锚杆支护阻力p1 、p2 的作用,因煤柱右侧(采空区侧) 破碎程度大于左侧及两侧支护强度的差别,一般右侧支护阻力p2 小于左侧支护阻力p1 。煤柱左右两侧横向力的差异, 由煤柱上下边界与围岩的摩擦力(图中未画出) 来平衡。煤柱下边界受到底板的支撑作用,垂直方向位移相对较小,可认为下边界给定垂直位移为零, 据此建立窄煤柱的力学模型,见图2。6.2小煤柱力学模型的求解方法-变分法本问题为平面应变问题,设应变张量矩阵ij 及应力张量矩阵ij 分别 为： 根据塑性力学全量理论的本构关系其中eij 及sij 分别为应变偏张量和应力偏张量,为泊松比,0 及0 分别为平均应力和平均应变。 为等效应变。可得到全量理论变分原理的泛函表达式4 为:ui 为位移分量, pi 为已知面力的边界s上的面力分量, Fbi 为煤柱体积V 内的体力分量。本问题为平面应变问题,取位移分量为:其中, u0 、v0 为满足边界的设定函数; um 、vm 为在边界上等于零的函数; Am 、Bm 为待定常数。由变分= 0 ,及变分Am 、Bm 的任意性,可得到为便于分析计算,可把泛函分成三部分=1 + 2 - 3 ,分别记由上述联立方程可求得Am 、Bm , 得到位移表达式,进而求得应力及应变的分布规律。6.3问题求解根据窄煤柱的力学模型,有体力分量: X = 0 , Y = - g面力边界条件: x = 0 , p = p1 ; x = a , p = - p2位移边界条件: y = 0 , v = 0;另外由现场实测、数值模拟及位移的连续性条件初步设x = a/4, u = 0取位移表达式为:式中a 、b、如图2 所示, A1 、A2 、A3 、B1 、B2 为待定常数。由此可求出x 、y 、xy及0 的含待定常数的表达式,且0=(x+y)/3。根据塑性理论,.与. 的关系可由图1 中的- 曲线近似确定。峰后曲线可简单地分为三段:即峰后前半段AB 段、峰后后半段BC 段及近似于水平直线的CD ,分别在每一段内取8 个点,各段的可按下式计算:相应地, 窄煤柱沿宽度a 方向可按经验近似分为六段(如图4) : a1 、a6 段分别为最左侧、最右侧破碎区, a3 、a4 分别为非破碎塑性区, a2 、a5 段分别为过渡区。如某煤矿综放沿空掘巷时所留窄煤柱宽度a= 5 m,高度b = 2. 5 m,转角= 9,容重=g =0. 013 MN/ m3 ,刚度E = 150 MPa , 泊松比= 1/ 3 ,a1 = 0. 4 m, a2 = 0. 2 m, a3 = 0. 65 m, a4 = 1. 95 m, a5 = 0. 6 m, , a6 = 1. 2 m, p1 = 0. 3 MPa , , p2 = 0. 1MPa ,计算得到:煤柱左侧水平位移向左,右侧水平位移向右,图5 即为煤柱中部( y =b2) 处随宽度x变化的水平位移u ( x ,b2) 和垂直位移v ( x ,b2) 图,图6 为煤柱上边界随x 变化的水平应力x ( x , b)和垂直应力y ( x , b) 图。表1 反映了当支护阻力p1 、p2 变化时,在y =b2 处煤柱左侧水平位移u左、右侧水平位移u右、水平方向最大应力xmax、最小应力xmin及垂直方向最大压应力ymax的变化趋势。可见, 减少支护阻力,煤柱两侧的相对位移及水平拉应力增加, 同时水平方向及垂直方向最大压应力数值减少。根据综放沿空掘巷的力学环境,建立窄煤柱的弹塑性力学模型,运用全量理论变分法分析窄煤柱内的应力及位移分布规律,所得结论与实际情况基本吻合;探讨了煤柱两侧相对位移、水平应力及垂直应力等随锚杆支护阻力改变的变化规律,在理论上为沿空掘巷窄煤柱支护参数的确定提供了依据。7小煤柱合理宽度设计7.1窄煤柱设计原则锚杆的安设基础；相对有利的应力环境；保证锚杆具有良好锚固性能；巷道围岩变形的原则；煤损小。7.2煤柱宽度确定方法比较 (1) 采用经验法确定煤柱宽度时，由于影响煤柱力学行为的因素很多，仅以经验来确定煤柱宽度缺乏科学性和针对性； (2) 采用理论计算来确定煤柱宽度时，由于研究对象比较复杂，为了求解，建立的计算模型通常都被大大简化，很多因素(可能是重要的因素)被忽略，加之计算中很多重要参数无论是通过实验或是查表获取，其可靠性都无法保证。并且以实验方式获取计算参数有时是很昂贵的，所以理论计算结果在目前很少直接用于生产。 (3) 数值模拟软件在模拟不同地质条件、不同煤柱宽度甚至不同支护强度下煤柱的受力、变形等方面，具有一定的优越性7。但计算机模拟也对部分复杂条件进行了简化，同时存在参数取值的可靠性问题。 (4) 现场实测是了解煤柱、支护结构受力、巷道变形状况最直接、可靠的方法8。通过现场测量，可以比较全面地掌握煤柱应力分布特点、回采对支护结构、煤柱的影响程度和范围，为合理煤柱宽度的确定提供可靠的实测数据，但现场实测难以实现不同煤柱宽度下煤柱受力、巷道变形等情况的监测(异型煤柱除外)。 煤矿井下地质条件千差万别，应根据煤层条件及诸多生产因素，采用现场煤体应力、巷道围岩变形测试和数值模拟结合的方法，确定合理煤柱宽度。7.3窄煤柱宽度计算合理窄煤柱宽度的确定可以从理论计算、数值分析、工程实践三个方面综合考虑。下面以中等稳定围岩条件举例说明。（1）理论计算法如果煤柱过窄，则开巷后煤柱易于迅速变形破裂而使锚杆安设在破碎围岩中，使锚固力减弱、锚杆的支护作用降低。通过极限平衡理论研究认为，合理的最小煤柱宽度B为： （1）式中：x1因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破碎区，其宽度按式（2）计算3。 （2）式中：x2巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15%的富裕系数，m；x3考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，按0.2(x1+x2)计算；m上下区段平巷高度，m；A侧压系数，A=/(1-)；泊松比；0煤体的内摩擦角，；C0煤体的粘聚力，MPa；k应力集中系数，3左右。岩层平均容重，kN/m3；H巷道埋藏深度，m；Px对煤帮的支护阻力，如上区段采空区侧支护已拆除，可取Px0。对于中等稳定围岩的沿空掘巷，最小煤柱宽度B值一般为3.55.0m。（2）数值模拟分析法数值模拟的优势在于能考虑众多的影响因素，并通过对比分析而得到一个较优的结果6-8。利用FLAC2D3.3对中等稳定条件下不同窄煤柱（16m）宽度时，巷道围岩变形量进行了分析，计算中分别取窄煤柱宽度为2.5m、3m、3.5m、4m、4.5m、5m、5.5m及6m八个方案，对巷道在掘进及其本工作面回采期间的实体煤帮、窄煤柱帮、顶板下沉和底鼓量进行了研究，得到以下结果：（a） 不同煤柱宽度在掘巷期间的位移量（b）不同煤柱宽度在采动影响时的位移量图2不同煤柱宽度在掘巷期间和在采动影响的位移量图其中图2（a）、（b）分别为沿空掘巷在巷道掘进期间和受本工作面采动影响时，窄煤柱宽度不同时实体煤帮、窄煤柱帮、顶板及底鼓的变化趋势。由图2（a）可见，沿空掘巷在巷道掘进期间，当窄煤柱的宽度不同时，巷道的围岩变形具有以下一些特点：窄煤柱宽度不同时，巷道两帮的围岩移近量均大于顶板的相对下沉量，说明在此期间，巷道的变形以两帮移近为主。在巷道的两帮移近量中，实体煤帮的移近量和窄煤柱帮的移近量虽稍有变化，但其量值相差不大。实体煤帮的变化趋势是随着窄煤柱宽度的增加，移近量稍有下降，但当煤柱宽度大于4.5m时，移近量又开始有一定的回升；窄煤柱帮的变形则随着煤柱宽度的增加变形量呈上升的趋势，但在一定煤柱宽度时，其变化趋势与实体煤帮逐渐趋于一致。在窄煤柱范围内，巷道的顶底板移近量以顶板下沉为主，底鼓则相对要小一些。底板鼓起量随着煤柱宽度的增加而开始增加，在窄煤柱范围内，其增加幅度较小；顶板的下沉量在巷道掘进期间是顶底移近量中的主体，但随着窄煤柱宽度的增加，顶板的下沉量逐渐呈下降的趋势。由图2（b）可见，巷道受本工作面回采影响，窄煤柱宽度不同时，巷道围岩的变形具有以下一些特点：巷道在受采动影响时，巷道两帮的移近量也大于顶底板的相对下沉量，说明在本工作面回采时，巷道围岩的变形与掘巷期间类似，也是以两帮的变形为主。在窄煤柱条件下，巷道顶底板的移近量与煤柱的宽度有较大的关系，当煤柱宽度较小时，巷道的顶板下沉量要大于底板的鼓起量；随着煤柱宽度的增加，底板的鼓起量增加，而顶板的下沉量降低，底鼓量大于顶板下沉量；当窄煤柱宽度达到6m左右时，两者的变形量逐渐趋于一致。在巷道两帮移近量中，实体煤帮的变形趋势与顶板下沉的趋势很相似，但其量值要大得多；窄煤柱的变形趋势则与底鼓的变形趋势一致，但也是在量值上要大一些。同时还应注意到，窄煤柱宽度在一定范围内时，煤柱的变形要比实体煤帮的变形量大，最终随着煤柱宽度的增大，两帮的移近量均有不同程度的上升。通过上面的分析可以得出这样的结论：在窄煤柱条件下，沿空掘巷在巷道掘进期间，由于围岩的变形量普遍较小，窄煤柱宽度对巷道围岩变形量的影响不是很明显；但巷道在受本工作面的采动影响时，巷道围岩的变形量均较大，在此情况下，合理的窄煤柱宽度与巷道的稳定性有很大的关系。在中等稳定的围岩条件下，窄煤柱宽度在3.0m或5m左右较为合适。数值计算模型数值计算结果分析能够得出如下结论:(1) 随着煤柱宽度增大, 最大水平应力值先减小后增大, 然后趋于稳定。(2) 随着煤柱宽度增大, 掘巷实体煤一侧的垂直应力集中值逐渐减小, 然后趋于稳定, 而煤柱内的垂直应力集中值逐渐增大, 然后趋于稳定。(3) 随着煤柱宽度增大, 煤柱表面位移量先减小,后显著增大。(4) 随着煤柱宽度增大, 巷道顶板下沉量由大变小, 再增大, 然后趋于稳定, 4 m 宽煤柱条件下的巷道顶板下沉量最小。(5)当煤柱宽度 3 m 时, 应力集中主要发生在掘巷的实体煤一侧, 说明煤柱已经有裂纹发育, 甚至贯通破坏, 不能承受上覆岩层的压力; 当煤柱宽度在4 6m之间时, 煤柱表面应力释放, 在煤柱中间发生应力集中, 但小于掘巷实体煤一侧的应力集中值, 说明煤柱表面有裂纹发育, 但还未贯通破坏, 其承载能力和完整性显然要优于前者; 当煤柱宽度大于6m时, 矿柱内部出现应力集中区, 且应力集中值和掘巷实体煤一侧基本相等, 说明此时掘巷正接近煤体的高应力区, 这对将来的巷道维护是很不利的。（3）工程实践分析法沿空掘巷的窄煤柱设计具有很强的工程特征，故合理的窄煤柱宽度还应考虑工程中的一些要求：锚杆的安设基础。窄煤柱采用锚杆支护时，煤柱的宽度至少应大于锚杆的长度。现有条件下，锚杆一般长度多在2m左右，考虑到保留一定的宽度富裕系数，故要求窄煤柱的宽度应不小于2.5m。锚杆安设的可操作性。在留设窄煤柱条件下，锚杆支护中常会出现这样的问题，当窄煤柱破坏较为严重时，锚杆钻孔在凿出后会出现塌孔现象，致使锚杆的安装无法正常进行，故在实践中应予以考虑。（4）窄煤柱的最终确定由以上研究可见，沿空掘巷采用锚杆支护时，窄煤柱的确定应充分考虑以下三个问题：其一，对沿空掘巷的窄煤柱来说，靠上区段工作面采空侧煤体中存在一定范围的破碎区，当在巷道侧窄煤柱中安设锚杆时，其宽度最好应能使锚杆位于采空侧所形成的破碎区之外，这样锚杆作用在较为稳定的煤体中，可以保证锚杆可靠的锚固能力。其二，沿空掘巷的窄煤柱尺寸决定了巷道与上区段工作面回采空间的距离，从而决定了巷道受侧向支承压力的影响程度；同时，窄煤柱的尺寸也将直接关系到窄煤柱自身的承载能力。其三，窄煤柱的宽度应能保证锚杆支护在操作上可行性。综上研究后认为，在巷道围岩中等稳定条件下，窄煤柱较为合理的宽度在3m或5.0m左右较为合适。8沿空掘巷围岩控制的关键技术8.1锚杆的预紧力根据现场实践，考虑在相同的围岩条件、锚杆布置方式和基本支护参数不变时，分别对锚杆施加不同的预紧力，研究了预紧力加大后，顶板变形下沉情况。结果如图3所示。其中图3（a）为不同预紧力与掘巷期间顶板下沉量的关系，图3（b）为不同预紧力与回采期间顶板下沉量的关系。（a） 掘巷时 （b）受采动影响时图3预紧力与顶板下沉量的关系由图可见，在安装锚杆时，对锚杆施加一定的预紧力对顶板的下沉量有很大的控制作用。由图3（a）可见，在巷道掘进期间，及时安装锚杆并施加一定的预紧力，即可显著地减少顶板的下沉量。研究条件下，锚杆安装时只要施加大约20kN的预紧力，顶板的下沉量即可控制在20mm左右。当预紧力小于此值时，顶板在掘进期间的下沉量急剧增加，而大于此值时，对控制顶板下沉的作用又不是很明显。由图3（b）可见，在巷道受本工作面采动影响时，安装时只要30kN的预紧力，即可将顶板下沉量控制在200mm左右。同理，当预紧力小于此值时，顶板的下沉量也将急剧增加，大于此值时又对控制顶板下沉作用不是很明显。由上面的研究可见，锚杆的预紧力对控制沿空掘巷的围岩变形有很重要的作用，主要原因在于：使锚杆成为真正意义上的主动支护方式；提高锚杆的锚固作用效；实现巷道围岩小结构的高阻让压。考虑到现有的锚杆支护技术条件和沿空掘巷围岩大变形的特点，认为锚杆的预紧力在2030kN左右是较为合理的，此时既可以有效地保证巷道顶板的稳定性，又在现场施工中很容易实现。8.2锚杆的支护强度通过现场研究发现，国内目前使用的锚杆中，大部分锚杆支护强度普遍较低，均在0.040.1MPa左右。据此，利用数值计算的方法，通过改变顶板的锚杆支护系统的参数，得到沿空掘巷条件下，不同锚杆支护强度时围岩的变形量，以顶板下沉量为例，整理后得到图4所示的关系，现场条件下的预紧力为10kN。图4支护强度与顶板下沉量的关系从图4中可以看出，当锚杆的支护强度达到0.3MPa时，可显著地控制住顶板的下沉变形。而当锚杆的支护强度小于0.1MPa时，顶板下沉量急剧增加，顶板的稳定性将受到很大影响，而锚杆支护强度在0.3MPa以上时，对控制顶板变形的作用不是太明显。因此，对于沿空掘巷的软弱破碎煤体来说，锚杆支护强度只要保证在0.20.3MPa之间就是比较合理的，而这只要有可靠的支护技术就可以得到保证。8.3合理加强支护技术根据上面的研究，认为沿空掘巷的锚杆支护强度在0.20.3MPa是比较合理的，采用高强度锚杆体系和相应的支护技术从理论上可以实现，但在一些围岩状况恶劣，或者锚杆支护施工质量较差的情况下，基本的支护形式不能保证锚杆具备足够的支护强度时，可根据情况采取以下的加强支护措施来提高整体支护强度，弥补锚杆本身支护强度的不足，从而保证围岩小结构的稳定性。（1）小孔径锚索加固技术沿空掘巷实践中，常会出现以下问题： 顶板锚杆的长度不够。通常情况下，顶板锚杆均采用全长锚固方式，由于受巷道高度的限制，锚杆长度不能过大，因此锚杆的锚固范围较小，对顶板锚固区外的围岩变形起不到良好控制效果。 顶板煤体普遍较为松软破碎，锚杆的锚固性能得不到有效保证，致使锚杆的支护强度达不到0.20.3MPa。 当巷道两帮的支护强度不够时，将使两帮向巷道内挤入，