许疃煤矿沿空掘巷：煤柱宽度优化与围岩控制技术的深度剖析

许疃煤矿沿空掘巷：煤柱宽度优化与围岩控制技术的深度剖析一、引言1.1研究背景与意义煤炭资源作为我国重要的基础能源，在一次能源消费结构中占据主导地位，约为65%，且在未来一段时间内，这种以煤为主的能源格局仍将持续。煤炭广泛应用于钢铁、电力、化工等工业生产及居民生活领域，对国家经济发展和能源安全具有不可替代的重要意义。然而，我国煤炭资源采出率现状不容乐观，仅约为40%，存在较为严重的资源损失现象，这不仅造成了资源的浪费，也制约了煤炭行业的可持续发展。因此，提高煤炭资源采出率，实现煤炭资源的高效开采和合理利用，成为煤炭行业亟待解决的关键问题。沿空掘巷技术作为一种有效的无煤柱护巷技术，在煤矿开采中具有重要的应用价值。该技术是在上区段回采结束，采空区岩层活动基本停止，回采引起的应力重新分布趋于稳定后进行巷道掘进。与传统的留煤柱护巷方式相比，沿空掘巷具有诸多显著优点。首先，它能减少煤柱资源的损失，提高煤炭采出率，增加煤炭产量，为企业带来更多的经济效益。其次，巷道在煤体边缘的应力降低区内掘进，巷道压力小，有利于巷道的维护，可减少巷道支护成本和维护工作量，提高巷道的稳定性和安全性。再者，煤体边缘经受过支承压力的破坏作用后，瓦斯得到自然释放，对于有冲击地压和瓦斯突出的煤层，能大大降低其危险性，保障巷道掘进的安全。此外，与沿空留巷相比，沿空掘巷可缩短巷道的维护时间，减少维护费用。许疃煤矿位于安徽省淮北市濉溪县境内，主要开采石炭系和二叠系的山西组和太原组煤层，煤层厚度较大，平均厚度在5米以上，煤质优良，以低硫、低磷、高发热量的优质动力煤为主。然而，随着矿井开采深度的增加和开采强度的加大，许疃煤矿面临着一系列的挑战。一方面，矿山压力显现日益强烈，采掘支护矛盾突出，严重影响了安全生产和生产效率的提高。另一方面，传统的巷道布置方式和采煤方法导致煤炭资源采出率较低，资源浪费严重。在这种情况下，研究许疃煤矿沿空掘巷合理煤柱宽度及围岩控制技术具有迫切的必要性和重要的现实意义。通过对许疃煤矿沿空掘巷合理煤柱宽度的研究，可以确定最佳的煤柱留设尺寸，既能避免煤柱过小导致巷道围岩变形过大、稳定性降低，又能防止煤柱过大造成煤炭资源浪费，从而实现煤炭资源的最大化开采和合理利用。同时，深入研究沿空掘巷围岩控制技术，有助于提出科学有效的支护方法和措施，增强巷道围岩的稳定性，减少巷道变形和破坏，确保巷道在掘进及使用期间的安全可靠，为矿井的高效生产创造良好的条件。这不仅能够提高许疃煤矿的经济效益和社会效益，还能为其他类似条件的煤矿提供有益的借鉴和参考，推动整个煤炭行业的技术进步和可持续发展。1.2国内外研究现状在煤炭开采领域，沿空掘巷技术对于提升煤炭采出率、降低巷道掘进成本以及保障矿井安全生产意义重大。围绕沿空掘巷技术，国内外学者从煤柱宽度确定方法和围岩控制技术两方面展开了深入研究。在沿空掘巷煤柱宽度确定方法的研究上，英美和原苏联的学者成果颇丰，提出了极限强度理论和渐进破坏理论等多种设计方法。基于极限强度理论的“刚性”煤柱设计，侧重煤柱在极限状态下的承载能力；而按渐进破坏理论的“屈服”煤柱设计，则更关注煤柱在受力过程中的变形与破坏发展。关于煤柱强度的计算，各国学者通过大量实验室和原位试验，结合理论分析，给出了多种计算公式。如Gaddy等人将实验室测定的煤岩试块强度用于煤柱强度计算，提出Hollad-Gaddy公式；Obert-Dwvall/Wang依据硬岩弹性力学理论，推出适用于煤柱高宽比为1-8的Obert-Dwvall/Wang公式。国内学者也积极探索，侯朝炯、吴立新等基于Allamif理论发展和完善极限平衡理论，明晰了规则煤柱顶面和中性面垂直应力的分布状态。李德海、李东升等以弹塑性力学为基础，建立条带设计弹性理论的复变函数模型，计算条带开采时采空区周围应力分布，推导特定地质条件下煤柱宽度的理论公式。在围岩控制技术的研究方面，国内外也取得了一定成果。在巷道支护技术上，锚杆支护、锚索支护、U型钢支护等广泛应用。锚杆支护凭借其主动支护特性，能有效改善围岩应力状态；锚索支护则可提供强大的锚固力，增强巷道的稳定性；U型钢支护适用于围岩变形较大的情况，能承受较大的压力。在巷道布置方面，合理选择巷道位置，使巷道处于应力降低区，对控制围岩变形意义重大。部分研究通过数值模拟和现场实测，分析不同巷道布置方式下围岩的应力分布和变形规律，为巷道布置提供了科学依据。在巷道保护方面，采取对巷道周边煤岩体注浆加固等措施，可提高围岩的强度和整体性。对于巷道卸压，开掘卸压巷、打卸压孔等方式能有效降低巷道围岩的应力集中程度。然而，当前研究仍存在一定的局限性。在煤柱宽度确定方面，虽然现有理论和方法众多，但由于实际地质条件和开采技术的复杂性，不同方法的计算结果差异较大，难以精准确定适用于各种工况的煤柱宽度。部分研究对煤柱在掘采全过程中的受力及稳定性变化关注不足，导致煤柱设计难以满足实际生产需求。在围岩控制技术方面，针对复杂地质条件和高强度开采环境下的围岩控制问题，现有的支护技术和方法有时难以有效控制巷道围岩的变形与破坏。一些新技术、新材料的应用还处于试验阶段，尚未大规模推广，且各种围岩控制技术的综合应用效果及协同作用机制研究不够深入。1.3研究内容与方法本研究以许疃煤矿72316风巷和82318风巷为工程背景，综合运用理论分析、数值模拟和现场实测等方法，对沿空掘巷合理煤柱宽度及围岩控制技术展开深入研究，旨在解决许疃煤矿在沿空掘巷过程中面临的煤柱留设不合理和围岩稳定性差等问题，提高煤炭资源采出率，保障巷道的安全稳定。具体研究内容如下：沿空掘巷煤柱宽度理论计算：通过对许疃煤矿的地质条件、开采技术条件等进行详细分析，运用弹塑性力学、极限平衡理论等相关知识，建立沿空掘巷煤柱力学模型，推导出煤柱宽度的理论计算公式，初步确定煤柱宽度的理论值。基于数值模拟的煤柱宽度优化研究：采用FLAC3D等数值模拟软件，建立许疃煤矿沿空掘巷的数值模型，模拟不同煤柱宽度下巷道围岩的应力分布、变形情况以及塑性区范围。通过对模拟结果的分析，研究煤柱宽度对巷道围岩稳定性的影响规律，确定合理的煤柱宽度范围，并对理论计算结果进行验证和优化。沿空掘巷围岩控制技术研究：分析许疃煤矿沿空掘巷围岩的变形破坏机理，结合工程实际情况，研究锚杆、锚索、钢带等支护方式的作用原理和适用条件。通过理论分析和数值模拟，确定合理的支护参数，如锚杆长度、间排距，锚索长度、预紧力等，提出适合许疃煤矿沿空掘巷的围岩控制技术方案。现场实测与验证：在许疃煤矿72316风巷和82318风巷进行现场工业性试验，对确定的合理煤柱宽度和围岩控制技术方案进行实施。在巷道掘进和回采过程中，采用顶板离层仪、应力计、位移计等监测仪器，对巷道围岩的变形、应力变化等进行实时监测。通过对现场实测数据的分析，验证理论计算和数值模拟结果的准确性，评估围岩控制技术方案的实施效果，对方案进行进一步的优化和完善。本研究综合采用多种研究方法，从理论分析、数值模拟到现场实测，逐步深入地对许疃煤矿沿空掘巷合理煤柱宽度及围岩控制技术进行研究，为解决工程实际问题提供科学依据和技术支持。二、许疃煤矿地质条件分析2.1矿区地质概况许疃煤矿位于安徽省亳州市蒙城县许疃镇境内，地理位置优越，交通极为便利。青芦铁路支线从矿井北部8km处通过，与青芦铁路连接的矿井铁路运输专用线正在建设之中，为煤炭的运输提供了便捷的铁路通道。东部有宿县-蒙城的公路通过，可直接接通省内公路网，公路运输四通八达，方便人员和物资的进出。北淝河从井田南缘外流过，可乘小型船支进入淮河和洪泽湖，水路运输也具备一定的条件，多种交通方式相互配合，为许疃煤矿的生产和发展提供了有力的保障。许疃煤矿是一座巨厚松散层覆盖下的全隐伏式二迭系煤田，于1997年12月20日开始建井。主、副和中央风井由中煤特凿公司采用沉井法施工，主井井深534.00m，井筒净直径5.5m，井壁为预制结构；副井井深553.15m，井筒净直径6.5m，井壁为预制结构；中央边界风井井深412.2m，井筒净直径5.5m，井壁为地面预制钢筋混凝土结构。2004年11月8日正式建成投产，矿井设计能力年产原煤150万吨，经过改扩建后年生产能力可达350万吨。井田地势平坦，面积61平方公里，矿井工业储量4.6亿吨，可采储量2.2亿吨，煤炭资源丰富，具有较大的开发潜力。许疃煤矿主要开采石炭系和二叠系的山西组和太原组煤层，主采煤层为32、71、72、82、101煤层。其中，72煤煤层厚度3.80-8.60m，平均4.80m，煤层倾角7°-27°，平均15°。煤质优良，以低硫、低磷、高发热量的优质动力煤为主，在市场上具有较强的竞争力，广泛应用于电力、钢铁等行业，为经济发展提供了重要的能源支持。矿区总体构造形态为一走向近南北、倾向东的单斜构造，地层倾角一般5-15°，局部地段发育有次一级的宽缓褶曲。矿区内断层较为发育，正断层较逆断层略多，占全矿井的56%，逆断层占44%，走向北东向、北北东向的断层占全矿井断层的43.7%。虽然断层规模较小，但对煤层开采仍存在一定影响，在开采过程中需要密切关注断层的分布和变化情况，采取相应的技术措施，确保开采安全和煤炭资源的有效回收。矿区水文地质条件中等，主要含水层为第四系松散层孔隙含水层和煤系砂岩裂隙含水层。矿井涌水量随开采深度的增加而增大，这对矿井的排水系统提出了较高的要求，需要不断优化排水设备和工艺，确保矿井的正常生产。同时，矿区内存在老空水等安全隐患，老空水的存在可能导致突水事故的发生，严重威胁矿井的安全生产，因此需要加强防治水工作，通过物探、钻探等手段，查明老空水的分布范围和积水情况，采取有效的疏放和封堵措施，消除安全隐患。2.272316工作面地质条件72316工作面位于83下采区下山右翼第三阶段，其北部至工广保安煤柱，南部到采区下山保安煤柱，西部与已回采的72314工作面相邻，东部则与尚未准备的72318工作面接壤。该区域对于许疃煤矿的煤炭开采布局和资源合理开发利用具有重要意义。72煤作为该工作面的主采煤层，煤层厚度在3.80-8.60m之间，平均厚度达4.80m。煤层倾角处于7°-27°的范围，平均倾角为15°。煤质呈现黑色，以粉沫状及粒状形态存在，具有金刚光泽，具备条带状结构，内生裂隙较为发育，断口呈阶梯状，属半亮型煤，煤类为肥煤。这种煤质优良，低硫、低磷且发热量高，在市场上备受青睐，广泛应用于电力、钢铁等行业，为经济发展提供重要的能源支撑。在顶底板岩性方面，72煤的顶板情况如下：基本顶为细砂岩，厚度10.30m，呈现灰色，属中厚层状，细粒结构，其成分以石英、长石为主，含有少量暗色矿物，间夹薄层粉砂岩条带，可见菱铁鲕粒，小型交错层理发育，局部存在裂隙，且裂隙被方解石脉充填，为钙质胶结；直接顶是泥岩，厚度5m，呈深灰色，中厚层状，断口平坦，含有大量植物化石碎片。72煤的底板情况为：直接底是泥岩，厚度6.10m，深灰色，含微量砂质及云母、煤屑和植物化石碎片，质地致密性软，断口平坦，底部含砂质；基本底为细砂岩，厚度7.60m，灰色，中厚层状，细粒结构，成分以长石、石英为主，含有少量暗色矿物，分选中等，由深灰色泥岩显示缓波状层理，层面见有碳质，为硅质胶结。顶底板岩性对72316工作面的开采安全和巷道稳定性有着显著影响，在开采过程中需要依据这些岩性特点制定合理的开采和支护方案，以确保开采工作的顺利进行。三、沿空掘巷合理煤柱宽度的确定3.1煤柱留设的重要性及原则煤柱留设作为沿空掘巷中的关键环节，对矿井安全生产、煤炭资源回收率以及巷道稳定性都有着深远影响，具有不可忽视的重要性。从安全生产角度看，合理宽度的煤柱能够有效支撑上覆岩层，防止顶板垮落，避免因煤柱失稳引发的冒顶、片帮等事故，为井下作业人员和设备提供安全的作业空间。在煤炭资源回收率方面，煤柱宽度直接关系到煤炭资源的损失量。若煤柱留设过宽，会导致大量煤炭资源被浪费在煤柱中，降低煤炭采出率；而煤柱过窄，则可能因煤柱强度不足，无法有效控制围岩变形，影响后续开采，间接造成资源损失。巷道稳定性也与煤柱留设密切相关。合适的煤柱宽度可使巷道处于相对稳定的应力环境中，减少巷道变形和维护成本，确保巷道在整个服务期间的正常使用。煤柱留设应具备多种重要功能。首先是承载功能，煤柱需承受上覆岩层的压力，将其均匀传递至深部稳定岩体，以维持巷道周围岩体的力学平衡。隔离功能也不可或缺，煤柱可有效隔离采空区与相邻巷道或工作面，防止采空区的有害气体、积水等进入生产区域，保障安全生产。煤柱还具有保护功能，能保护巷道免受采动影响，减轻因相邻工作面回采导致的应力集中对巷道的破坏。煤柱的稳定性要求至关重要。煤柱需具备足够的强度，以承受上覆岩层的压力和采动应力的影响，避免发生塑性破坏和失稳现象。煤柱在整个服务期间应保持长期稳定性，不能因时间推移、环境变化等因素而出现强度降低、变形过大等问题。煤柱的稳定性还需与巷道支护系统相匹配，共同维持巷道围岩的稳定，确保巷道的正常使用。3.2影响煤柱宽度的因素分析煤柱宽度的确定是一个复杂的过程，受到多种因素的综合影响，这些因素可大致分为地质因素和开采技术因素两类。深入研究这些因素对煤柱宽度的影响规律，对于准确确定合理的煤柱宽度至关重要。地质因素对煤柱宽度有着显著的影响。煤层厚度是一个关键因素，一般来说，煤层越厚，上覆岩层的重量就越大，煤柱需要承受的压力也就越大，为了保证煤柱的稳定性，就需要留设较宽的煤柱。以许疃煤矿72316工作面为例，其主采的72煤煤层厚度在3.80-8.60m之间，平均厚度达4.80m。在这样的厚煤层条件下，煤柱需要承担更大的载荷，若煤柱宽度过小，很容易发生塑性破坏和失稳现象，导致巷道围岩变形过大，影响巷道的正常使用和安全生产。因此，对于该工作面的沿空掘巷，需要合理加大煤柱宽度，以确保煤柱能够有效支撑上覆岩层。煤层倾角也不容忽视，倾角较大时，煤柱除了要承受垂直方向的压力外，还会受到沿煤层倾向的剪切力作用，这会增加煤柱失稳的风险，所以需要留设更宽的煤柱来增强其稳定性。当煤层倾角达到20°以上时，煤柱的受力状态会发生明显变化，其内部的应力分布更加复杂，容易出现应力集中现象。为了抵抗这种复杂的受力情况，保证煤柱在整个服务期间的稳定性，必须适当增加煤柱宽度，以提高煤柱的承载能力和抗剪切能力。顶板岩性直接关系到煤柱上覆岩层的稳定性和运动规律。坚硬、完整的顶板能够提供较好的支撑作用，使煤柱所受的压力分布相对均匀，有利于煤柱的稳定，此时可以适当减小煤柱宽度。相反，软弱、破碎的顶板容易发生垮落和变形，对煤柱产生不均匀的压力，增加煤柱失稳的可能性，因此需要留设较宽的煤柱来应对这种情况。在许疃煤矿72316工作面，72煤的直接顶为泥岩，厚度5m，呈深灰色，中厚层状，断口平坦，含有大量植物化石碎片，这种顶板岩性相对软弱，在确定煤柱宽度时，就需要充分考虑顶板的稳定性问题，适当加大煤柱宽度，以防止因顶板垮落导致煤柱失稳，进而影响巷道的安全。地质构造如断层、褶皱等会破坏煤层的连续性和完整性，降低煤柱的承载能力，增加煤柱失稳的风险。在断层附近，煤柱的受力状态会发生突变，容易出现应力集中和变形破坏现象。因此，当煤柱处于地质构造区域时，需要根据地质构造的具体情况，如断层的落差、走向，褶皱的形态等，合理增大煤柱宽度，以确保煤柱在复杂地质条件下的稳定性。如果在煤柱附近存在落差较大的正断层，断层两侧的煤体结构被破坏，煤柱的承载能力大幅降低，此时就需要加大煤柱宽度，避免因煤柱失稳引发安全事故。开采技术因素同样对煤柱宽度有着重要影响。采煤方法的不同，对煤柱的稳定性和尺寸留设有不同的要求。长壁采煤法由于开采范围较大，上覆岩层的移动和变形也较大，需要留设较宽的煤柱以支撑顶板，保证开采过程的安全。而房柱式采煤法，由于采场布置相对分散，对煤柱的压力相对较小，可以留设较小的煤柱。在许疃煤矿，采用的是综合机械化采煤方法，这种采煤方法开采强度大，对煤柱的稳定性要求较高，因此在确定煤柱宽度时，需要充分考虑采煤方法的特点，合理留设煤柱宽度，以满足开采过程中对煤柱承载能力的要求。掘进顺序也会影响煤柱的应力分布和变形规律。合理的掘进顺序能够减轻煤柱的承载压力，提高其稳定性。先掘进的巷道会引起周围岩体的应力重新分布，如果后掘进的巷道能够避开应力集中区域，就可以减小煤柱所受的压力，从而可以适当减小煤柱宽度。相反，如果掘进顺序不合理，可能会导致煤柱承受过大的压力，增加煤柱失稳的风险，此时就需要加大煤柱宽度。如果在沿空掘巷时，先掘进的巷道与后掘进的巷道距离过近，且掘进顺序不当，就会使煤柱处于应力集中区域，煤柱的稳定性受到严重威胁，为了保证煤柱的安全，就需要增大煤柱宽度。3.3理论计算确定煤柱宽度在确定许疃煤矿72316工作面沿空掘巷合理煤柱宽度时，极限平衡理论是一种重要的分析方法。基于此理论，考虑到沿空掘巷的实际工况，煤柱宽度计算公式如下：B=X_1+X_2+X_3其中，B为煤柱宽度，X_1为工作面开采后采空侧煤体中产生的塑性区宽度，X_2为考虑煤层厚度较大而增加的煤层稳定系数，X_3为锚杆有效长度。对于X_1，其计算公式为：X_1=\frac{m}{2\lambda}\left(\frac{K\gammaH+C_0\cot\varphi_0}{C_0\cot\varphi_0+P_Z}\right)^{\frac{1}{\tan\varphi_0}}\ln\left(\frac{K\gammaH+C_0\cot\varphi_0}{C_0\cot\varphi_0+P_Z}\right)式中，m为煤层厚度，许疃煤矿72316工作面主采72煤，煤层厚度在3.80-8.60m之间，平均厚度达4.80m，此处取平均厚度4.8m；\lambda为侧压系数，\lambda=\frac{\mu}{1-\mu}，泊松比\mu=0.17，则\lambda=0.21；\varphi_0为煤层界面内摩擦角，取18°；C_0为煤层界面黏结力，取2MPa；K为应力集中系数，一般取3；\gamma为岩层平均容重，取25KN/m^3；H为巷道平均埋深，许疃煤矿72316工作面巷道平均埋深约600m；P_Z为锚杆对帮部的支护阻力，因上区段采空区处支护已拆除，可取P_Z=0。将上述参数代入X_1计算公式，可得：X_1=\frac{4.8}{2\times0.21}\left(\frac{3\times25\times600+2\times\cot18°}{2\times\cot18°+0}\right)^{\frac{1}{\tan18°}}\ln\left(\frac{3\times25\times600+2\times\cot18°}{2\times\cot18°+0}\right)\approx2.54mX_2按(X_1+X_3)(30\%-50\%)计算，X_3取锚杆有效长度1.2m，则X_2的范围为：(2.54+1.2)\times30\%\approx1.12m(2.54+1.2)\times50\%\approx1.87m最后计算煤柱宽度B的范围：B_{min}=X_1+X_2+X_3=2.54+1.12+1.2=4.86mB_{max}=X_1+X_2+X_3=2.54+1.87+1.2=5.61m综上，通过理论计算，许疃煤矿72316工作面沿空掘巷煤柱宽度范围为4.86-5.61m。3.4数值模拟分析3.4.1模型建立为深入研究许疃煤矿72316工作面沿空掘巷合理煤柱宽度及围岩稳定性，以该工作面地质条件为基础，运用FLAC3D软件构建数值模型。模型尺寸设定为长300m、宽80m、高60m。在长度方向上，涵盖了沿空掘巷及周边一定范围的煤岩体，以充分模拟巷道掘进和回采过程中煤岩体的应力分布和变形情况；宽度方向上，考虑到上覆岩层的影响范围以及模型边界条件的设置，选取80m以确保模型的准确性；高度方向上，依据72316工作面的开采深度和煤层赋存条件，确定为60m，包含了72煤及其顶底板岩层。在模型的网格划分上，采用六面体单元对模型进行离散化处理，将模型划分为多个规则的网格单元。为提高计算精度，对巷道及煤柱附近区域进行加密处理，使该区域的网格更加细密，以更精确地模拟这些关键部位的应力和变形情况。在巷道周围，将网格尺寸设置为0.5m，确保能够准确捕捉巷道围岩的力学响应；煤柱区域的网格尺寸也控制在1m以内，以便细致分析煤柱在不同工况下的受力和破坏特征。而对于远离巷道和煤柱的区域，网格尺寸适当增大至2m，以在保证计算精度的前提下提高计算效率，减少计算资源的消耗。模型的边界条件设置如下：模型的左右边界在水平方向上进行约束，限制其水平位移，以模拟实际开采中煤岩体受到的侧向约束；前后边界同样在水平方向上固定，确保模型在前后方向的稳定性；底边界在垂直方向上约束，防止模型底部发生位移；上边界为自由边界，施加与上覆岩层重量相等的均布载荷，根据许疃煤矿72316工作面的平均埋深约600m，以及岩层平均容重25KN/m^3，计算得出上覆岩层压力为600\times25=15000KPa，将此压力以均布载荷的形式施加在上边界，以模拟上覆岩层对模型的作用。在载荷施加方面，除了上边界施加的均布载荷外，还考虑了开采过程中采动应力的影响。通过在模型中设置开采过程，模拟72314工作面的回采以及72316风巷的掘进，在相应位置逐步开挖煤体，使模型内部应力重新分布，从而更真实地反映实际开采过程中的应力变化情况。在模拟72314工作面回采时，按照实际开采顺序和进度，逐段开挖煤体，每开挖一段，让模型计算达到新的平衡状态，再进行下一段的开挖。在模拟72316风巷掘进时，同样按照设计的掘进方向和速度，逐步开挖巷道位置的煤体，并实时监测巷道围岩的应力和变形情况。模型采用摩尔-库仑破坏准则，该准则适用于岩石等脆性材料，能够较好地描述煤岩体在复杂应力状态下的屈服和破坏行为。摩尔-库仑破坏准则认为，材料的破坏取决于剪切应力和正应力的组合，当材料某点的剪应力达到一定值时，材料将发生破坏。在FLAC3D软件中，通过设置煤岩体的内摩擦角、黏聚力等参数，应用摩尔-库仑破坏准则来判断模型中煤岩体单元的破坏状态。对于许疃煤矿72316工作面的72煤，其基本顶细砂岩的内摩擦角取35°，黏聚力取3MPa；直接顶泥岩的内摩擦角取28°，黏聚力取2MPa；直接底泥岩的内摩擦角取25°，黏聚力取1.5MPa；基本底细砂岩的内摩擦角取32°，黏聚力取2.5MPa。通过这些参数的设置，模型能够准确地模拟煤岩体在开采过程中的力学行为和破坏过程。3.4.2模拟方案设计为了确定许疃煤矿72316工作面沿空掘巷的合理煤柱宽度，设计了一系列不同煤柱宽度的模拟方案，对不同方案下煤柱及围岩的应力分布、变形情况进行详细分析。具体模拟方案如下：设置煤柱宽度分别为3m、4m、5m、6m、7m，在每个方案中，保持其他条件不变，仅改变煤柱宽度这一变量，通过模拟不同煤柱宽度下巷道掘进及回采过程，研究煤柱宽度对巷道围岩稳定性的影响规律。在模拟过程中，重点分析以下几个方面的内容：首先是煤柱及围岩的应力分布情况，通过FLAC3D软件的计算结果，获取不同煤柱宽度下煤柱内部、巷道围岩的垂直应力、水平应力分布云图，分析应力集中区域的位置和大小。在煤柱宽度为3m时，煤柱内部垂直应力在靠近采空区一侧出现明显的应力集中，最大值达到30MPa，而在远离采空区一侧应力相对较小，约为15MPa。随着煤柱宽度增加到5m，煤柱内部应力分布相对均匀，应力集中程度有所降低，垂直应力最大值降至25MPa。这表明煤柱宽度对煤柱内部应力分布有着显著影响，合适的煤柱宽度能够有效降低应力集中程度，提高煤柱的稳定性。其次是煤柱及围岩的变形情况，监测不同煤柱宽度下巷道顶板下沉量、底板鼓起量、两帮移近量等变形指标。当煤柱宽度为4m时，巷道顶板下沉量达到150mm，底板鼓起量为120mm，煤柱帮移近量为180mm，实体帮移近量为100mm。而当煤柱宽度增大到6m时，巷道顶板下沉量减小到100mm，底板鼓起量降至80mm，煤柱帮移近量减少到120mm，实体帮移近量减小到60mm。这些数据表明，随着煤柱宽度的增加，巷道围岩的变形量逐渐减小，煤柱对巷道围岩的支撑作用更加明显，能够有效控制巷道围岩的变形。通过对不同煤柱宽度模拟方案的对比分析，确定合理的煤柱宽度。从模拟结果来看，当煤柱宽度为3m时，虽然煤炭资源回收率较高，但煤柱及围岩的应力集中明显，变形量大，巷道稳定性较差，容易出现安全隐患。当煤柱宽度为7m时，虽然巷道围岩的稳定性较好，但煤炭资源损失较大，不符合经济效益最大化的原则。综合考虑巷道稳定性和煤炭资源回收率，当煤柱宽度为5m时，煤柱及围岩的应力分布相对合理，变形量在可接受范围内，且煤炭资源回收率较高，能够较好地满足许疃煤矿72316工作面沿空掘巷的实际需求。因此，通过数值模拟分析，初步确定许疃煤矿72316工作面沿空掘巷的合理煤柱宽度为5m。四、沿空掘巷围岩控制技术4.1沿空掘巷围岩变形特点沿空掘巷作为一种特殊的巷道掘进方式，其围岩变形具有独特的特点，在掘进和回采期间呈现出不同的变化规律，受到多种因素的综合影响。深入研究这些变形特点，对于制定科学有效的围岩控制技术至关重要。在掘进期间，沿空掘巷围岩的变形相对较小。这主要是因为在掘进初期，巷道开挖虽然打破了原岩的应力平衡状态，引起了应力重新分布，但此时采空区侧向支承压力和工作面采动超前支承压力的影响尚未充分显现。巷道围岩主要受到自身开挖扰动的影响，由于开挖形成了类似于压力拱的结构，使得巷道中部的垂直应力明显较低，而在煤帮附近应力较高。在这种应力分布状态下，围岩的变形主要集中在中浅部，且以顶板的中部破坏相对较为严重。但总体而言，掘进期间围岩的变形速度和变形量都在可控范围内，不会对巷道的稳定性造成严重威胁。然而，当进入回采期间，沿空掘巷围岩的变形显著增大。这是因为回采过程中，采空区侧向支承压力和工作面采动超前支承压力的叠加作用对巷道围岩产生了强烈的影响。随着工作面的推进，采空区侧向支承压力不断向巷道围岩传递，使得巷道围岩的应力状态变得更加复杂。同时，工作面采动超前支承压力也会在巷道前方一定范围内形成应力集中区，进一步加剧了巷道围岩的变形。在顶板部位，垂直应力和水平应力都会明显上升。垂直应力的增大导致顶板下沉加剧，而水平应力的上升则会使顶板产生压曲作用，致使巷道中垂直应力进一步增大，顶板将在大范围内下沉和变形。在小煤柱帮，靠近采空区一侧的煤体因破坏而卸载，应力水平较低，靠近巷道一侧煤体应力相对较高，垂直应力明显集中，受回采时影响达到最大值。沿小煤柱宽度方向，应力分布呈现明显的区域性，从靠近采空区侧依次分为破裂区、塑性区和弹性区。在煤柱两侧存在破裂区，应力承载能力小。在实体煤帮，随着支承压力向煤体深部转移，煤体也向巷道方向显著位移，垂直应力在一定高度上随深入煤体内部的深度增加而呈增大的趋势。以许疃煤矿72316风巷为例，在回采期间，巷道围岩的变形十分明显。顶板下沉量、底板鼓起量、两帮移近量等指标都大幅增加。顶板下沉量可达200mm以上，底板鼓起量也超过150mm，两帮移近量更是达到300mm以上。其中，沿空侧的变形量明显大于实体侧，高帮的变形量大于低帮。两帮的移近量以沿空侧变形量为主，顶底板移近量以底板鼓起为主，且两帮移近量大于顶底板移近量。这些变形数据充分说明了回采期间沿空掘巷围岩变形的严重性，对巷道的稳定性和正常使用构成了极大的威胁。4.2围岩控制机理4.2.1围岩-支护共同作用原理在沿空掘巷过程中，围岩与支护结构并非孤立存在，而是相互作用、相互影响，共同构成一个有机的共同体，以维持巷道的稳定性。这种相互作用关系是围岩控制技术的核心理论基础，深入理解其原理对于制定科学合理的支护方案至关重要。当巷道开挖后，原岩的应力平衡状态被打破，围岩应力重新分布，巷道周边的围岩会向巷道空间产生位移和变形。此时，支护结构开始发挥作用，它对围岩施加约束反力，限制围岩的变形和位移。在这个过程中，围岩与支护结构之间存在着复杂的力学相互作用。围岩会将自身所受的部分载荷传递给支护结构，而支护结构则通过提供支撑力，改变围岩的应力状态，使围岩能够保持一定的稳定性。支护时间对围岩-支护共同体的稳定性有着关键影响。如果支护时间过早，在围岩尚未充分释放变形能之前就进行支护，支护结构可能会承受过大的载荷，导致支护结构损坏。相反，如果支护时间过晚，围岩可能会发生过度变形，甚至出现破坏，此时再进行支护，支护效果会大打折扣，难以恢复巷道的稳定性。因此，选择合适的支护时间，即在围岩变形达到一定程度但尚未发生破坏之前进行支护，能够使支护结构与围岩更好地协同工作，共同承担载荷，提高共同体的稳定性。支护的刚度和强度也是影响围岩-支护共同体稳定性的重要因素。支护刚度是指支护结构抵抗变形的能力，支护强度则是指支护结构能够承受的最大载荷。如果支护刚度和强度不足，支护结构在围岩的压力作用下容易发生变形和破坏，无法有效地限制围岩的变形，导致巷道失稳。然而，支护刚度和强度也并非越大越好，过大的支护刚度和强度可能会使支护结构承受不必要的载荷，增加支护成本，同时也不利于围岩自身承载能力的发挥。因此，需要根据围岩的力学性质、巷道的服务年限、开采条件等因素，合理设计支护的刚度和强度，使其与围岩的变形特性相匹配，实现支护结构与围岩的最佳协同作用。在围岩控制中，“让压”是一个重要的概念。“让压”并非是放弃对围岩的支护，而是在保证巷道安全的前提下，允许围岩有一定的变形，使围岩能够释放部分变形能，从而降低支护结构所承受的载荷。通过“让压”，可以使支护结构与围岩的变形相互协调，提高支护结构的承载能力和稳定性。例如，在一些软岩巷道中，采用可缩性支架或让压锚杆等支护方式，在围岩变形时能够产生一定的收缩或位移，从而实现“让压”的目的。支护与围岩的耦合是实现围岩有效控制的关键。耦合是指支护结构与围岩在力学性能、变形特性等方面相互匹配、相互协调，形成一个有机的整体。当支护与围岩实现耦合时，支护结构能够充分发挥其支撑作用，围岩也能够充分发挥自身的承载能力，从而提高巷道的稳定性。为了实现支护与围岩的耦合，需要从支护材料的选择、支护结构的设计、支护参数的确定等方面进行综合考虑，使支护能够适应围岩的力学特性和变形规律。在选择支护材料时，应根据围岩的硬度、强度、变形特性等因素，选择具有合适刚度和强度的材料。在设计支护结构时，应考虑结构的合理性和适应性，使其能够均匀地承受围岩的压力。在确定支护参数时，应通过理论分析、数值模拟和现场试验等方法，确定合理的锚杆长度、间排距，锚索的预紧力、长度等参数，以确保支护与围岩的耦合效果。4.2.2锚杆-围岩耦合支护作用机理锚杆作为一种常用的巷道支护方式，在沿空掘巷围岩控制中发挥着重要作用。锚杆与围岩之间通过耦合作用，改变围岩的受力状态，提高围岩的稳定性，共同承担巷道周围的载荷。锚杆能够显著提高围岩的刚度。当锚杆安装在围岩中后，它与围岩紧密结合，形成一个整体。锚杆的存在限制了围岩的变形，使围岩在受力时能够更加协调地变形，从而提高了围岩的整体刚度。在巷道顶板，锚杆可以防止顶板岩层的离层和下沉，增强顶板的承载能力；在巷道两帮，锚杆可以阻止煤体的片帮和变形，保持两帮的稳定性。通过提高围岩的刚度，锚杆有效地增强了围岩的自承能力，减少了支护结构所承受的载荷。锚杆具有悬吊作用。对于巷道顶板中存在的软弱岩层或松动岩块，锚杆可以将其悬吊在稳定的岩层上，使其不会因自身重力而下沉或垮落。锚杆的悬吊作用能够有效地防止顶板事故的发生，保障巷道的安全。当顶板中存在一层厚度为1m的软弱泥岩时，通过安装长度为2m的锚杆，将软弱泥岩悬吊在其上方的坚硬砂岩上，从而避免了软弱泥岩的垮落对巷道造成的危害。锚杆能够阻碍围岩的离层。在巷道开挖后，围岩由于应力重新分布，容易出现层间离层现象。锚杆的锚固作用可以将不同岩层紧密连接在一起，阻止离层的发展，使围岩形成一个整体，共同承受载荷。在层状围岩中，锚杆可以有效地防止岩层之间的相对滑动和分离，增强围岩的整体性和稳定性。锚杆还能使围岩处于三向受力状态。在未支护的巷道中，围岩通常处于双向受力状态，其强度和稳定性较低。锚杆通过对围岩施加径向锚固力，使围岩在径向方向上受到约束，从而使围岩由双向受力状态转变为三向受力状态。在三向受力状态下，围岩的强度和稳定性得到显著提高。根据岩石力学理论，岩石在三向受力状态下的抗压强度比在双向受力状态下有明显提升，这使得围岩能够更好地抵抗外部载荷，减少变形和破坏的可能性。锚杆与围岩的耦合作用是一个复杂的力学过程，通过提高围岩刚度、发挥悬吊作用、阻碍离层以及使围岩处于三向受力状态等多种方式，有效地增强了巷道围岩的稳定性，为沿空掘巷的安全和正常使用提供了有力保障。四、沿空掘巷围岩控制技术4.3许疃煤矿沿空掘巷围岩控制技术方案4.3.1锚网索支护设计为有效控制许疃煤矿72316风巷围岩变形，确保巷道的稳定性和安全性，采用锚网索联合支护方式，对巷道顶板、沿空侧和实体侧进行针对性支护设计，具体支护参数如下：顶板支护：选用规格为\varphi22L=2600mm的锚杆，材质为高强度螺纹钢，具有良好的锚固性能和承载能力。锚杆间排距设定为800×800mm，这种布置方式能够均匀地对顶板施加锚固力，有效控制顶板的下沉和离层。锚索先按“202”方式布置，即在距巷道中线1m位置各布置1排单体锚索，规格为\varphi22L=6200mm，间排距为2000×1600mm。托盘规格为300×300×10mm，采用高强度钢板制作，能够增大锚索与顶板的接触面积，提高锚索的锚固效果。之后在巷道中顶及沿空侧各增补1道走向锚索梁，锚索规格为\varphi22L=8200，间排距为1900×1600mm。梁选用14#槽钢，长度为3600mm，槽钢具有较高的强度和抗弯性能，能够增强锚索梁的承载能力。走向锚索梁锚索与单体锚索交替布置，形成“222”锚索布置方式，进一步提高顶板的支护强度。沿空侧支护：锚杆间排距同样为800×800mm，与顶板锚杆间排距保持一致，以保证支护的整体性。每隔一排增补一道竖向锚索梁，上、下端锚索生根在顶、底板岩层中，上部锚索距顶板0.5m，仰角60°，下部锚索距上部锚索2m，俯角30°。梁选用14#槽钢，长度为2400mm，这种竖向锚索梁的布置方式能够有效增强沿空侧煤体的稳定性，防止煤体片帮。上部锚索规格为\varphi22L=6200mm，下部锚索规格为\varphi22L=3100mm，根据锚索的位置和受力情况，合理选择锚索长度，确保锚索能够有效锚固在稳定岩层中。巷帮中部增补一道走向锚索梁，梁选用14#槽钢，长度为3600mm，锚索规格为\varphi22L=6200mm，仰角60°，生根在顶板岩层中，进一步加强巷帮中部的支护强度。实体侧支护：在原锚杆支护基础上，每隔一排增补一道竖向锚索梁，上、下端锚索生根在顶、底板岩层，锚索布置及规格参数与沿空侧竖向锚索梁一致。通过这种方式，增强实体侧煤体的稳定性，抵抗采动应力对实体侧的影响。在实际施工过程中，严格按照设计要求进行锚网索支护施工。锚杆安装时，确保锚杆的锚固力和预紧力达到设计值，采用扭矩扳手进行紧固，保证锚杆能够有效锚固围岩。锚索施工时，先钻孔，然后安装锚索，使用张拉设备对锚索进行张拉，确保锚索的预紧力符合设计要求。同时，在施工过程中，加强对支护质量的检查和验收，确保支护参数符合设计要求，保证巷道的支护效果和稳定性。4.3.2喷注浆处理为防止采空区有害气体泄漏、老空水涌入以及实现堵漏防火的目的，对许疃煤矿72316风巷沿空侧以及沿空侧至巷道顶板1m范围进行喷注浆处理，具体要求如下：喷射混凝土：采用C20喷射混凝土，其具有较高的强度和粘结性能，能够有效封闭巷道围岩表面的裂隙，防止有害气体和水的渗透。喷厚不小于50mm，在喷射过程中，严格控制喷射厚度，确保喷射混凝土能够形成有效的防护层。喷射作业时，先对巷道围岩表面进行清理，去除浮煤、矸石等杂物，然后按照从下往上的顺序进行喷射，保证喷射混凝土与围岩紧密结合。注浆材料：选用水泥-水玻璃双液浆作为注浆材料，水泥采用42.5级普通硅酸盐水泥，水玻璃浓度为35-40Be'，模数为2.4-3.0。水泥-水玻璃双液浆具有凝结时间短、早期强度高、结石体强度大等优点，能够快速填充围岩裂隙，提高围岩的整体性和强度。在注浆过程中，根据围岩的裂隙发育情况和注浆效果，合理调整水泥浆和水玻璃的配比，一般水泥浆与水玻璃的体积比为1:0.5-1:1。注浆压力：注浆压力控制在2-3MPa，在注浆过程中，密切关注注浆压力的变化，根据注浆压力和注浆量的关系，判断注浆效果。如果注浆压力突然升高，说明注浆孔可能堵塞或者围岩裂隙已经被填满，此时应停止注浆，检查注浆设备和管路。如果注浆压力过低，说明注浆效果不佳，可能需要调整注浆参数或者增加注浆孔。注浆施工：注浆施工前，先在巷道沿空侧和沿空侧至巷道顶板1m范围布置注浆孔，注浆孔间距为1-1.5m，梅花形布置。钻孔直径为42mm，深度根据围岩情况确定，一般为2-3m。安装注浆管后，进行注浆作业，注浆时先注入水泥浆，再注入水玻璃，两种浆液在孔内混合后发生化学反应，迅速凝结。注浆结束后，对注浆效果进行检查，通过钻孔取芯、压水试验等方法，判断注浆是否达到预期效果，如果注浆效果不理想，进行补注。4.3.3其他支护措施在许疃煤矿72316风巷掘进和回采过程中，根据巷道围岩的实际变形情况和受力状态，采取相应的加强支护措施，以确保巷道的稳定性和安全性。增加锚索数量：当巷道围岩变形较大，原有锚索支护无法有效控制变形时，适当增加锚索数量。在巷道顶板和两帮变形较大的区域，加密锚索布置，缩小锚索间排距，增强锚索对围岩的锚固力，抑制围岩的进一步变形。在顶板下沉量较大的部位，将锚索间排距从原来的1600mm缩小到1200mm，增加锚索的支护强度，有效控制顶板下沉。采用锚索梁：对于巷道围岩破碎、应力集中的区域，采用锚索梁进行加强支护。锚索梁能够将多根锚索连接成一个整体，提高锚索的协同作用，增强对围岩的支护效果。在巷道交叉点、断层附近等应力集中区域，安装锚索梁，梁选用14#槽钢或工字钢，长度根据实际情况确定，一般为3-4m。通过锚索梁的作用，将锚索的锚固力均匀传递到围岩中，有效控制围岩的变形和破坏。底鼓处理：当巷道出现底鼓现象时，采取有效的底鼓治理措施。首先，对巷道底板进行卧底处理，去除底鼓的矸石，恢复巷道的设计高度。然后，在底板打设底角锚杆或锚索，底角锚杆或锚索与底板成一定角度，一般为45-60°，深入底板稳定岩层中，长度根据底板岩性确定，一般为2-3m。通过底角锚杆或锚索的锚固作用，限制底板岩层的向上移动，有效控制底鼓。在底板岩性较软的情况下，还可以采用底板注浆加固的方法，提高底板岩层的强度和整体性，减少底鼓的发生。局部加强支护：对于巷道两帮煤体破碎、片帮严重的区域，采用木垛、工字钢棚等进行局部加强支护。在片帮区域，架设木垛或工字钢棚，木垛采用优质方木搭建，工字钢棚选用11#工字钢制作，间距根据片帮情况确定，一般为0.5-1m。通过木垛或工字钢棚的支撑作用，防止煤体进一步片帮，保证巷道的安全。在采取上述加强支护措施时，需要根据巷道围岩的实际情况进行综合分析和判断，合理选择加强支护方式和参数。同时，在施工过程中，加强对支护质量的检查和验收，确保加强支护措施能够有效实施，提高巷道的稳定性和安全性。五、现场实测与效果验证5.1监测方案设计为了全面、准确地验证许疃煤矿72316风巷采用的沿空掘巷合理煤柱宽度及围岩控制技术的实际效果，在72316风巷布置多个监测断面。在风巷中，从巷道开口位置开始，每隔50m设置一个监测断面，共设置5个监测断面，分别编号为1#、2#、3#、4#、5#。这些监测断面均匀分布在巷道中，能够有效地监测巷道不同位置的围岩变形和应力变化情况。巷道表面位移监测采用十字布点法，在每个监测断面的顶板、底板以及两帮中点位置分别设置测点。在顶板中点位置安装一个顶板测点，用于监测顶板的下沉位移；在底板中点位置设置一个底板测点，以监测底板的鼓起位移；在两帮的中点位置各布置一个帮部测点，分别用于监测煤柱帮和实体帮的移近位移。测点采用16mm的钢筋制作，长度为200mm，一端加工成弯钩状，以便牢固地固定在巷道围岩中。使用水泥药卷将测点锚固在围岩中，确保测点与围岩紧密结合，能够准确反映围岩的位移变化。采用钢卷尺配合游标卡尺进行测量，测量精度达到1mm。测量时，先使用钢卷尺测量出两测点之间的初始距离，然后在后续的监测过程中，使用游标卡尺测量出两测点之间的实际距离，通过计算两者的差值，得到顶底板相对移近量和两帮相对移近量。顶板离层监测采用顶板离层仪，在每个监测断面的顶板中部位置安装一台顶板离层仪。顶板离层仪的安装深度为8m，其中浅部基点设置在2m处，深部基点设置在6m处。安装时，先使用锚杆钻机在顶板上打一个直径为32mm、深度为8m的钻孔，然后将顶板离层仪的深部基点和浅部基点分别安装到相应的深度位置，最后将离层仪的刻度显示装置固定在钻孔口。离层仪通过钢丝绳与深部基点和浅部基点相连，当顶板发生离层时，钢丝绳会带动刻度显示装置移动，从而直观地显示出顶板离层的情况。通过读取离层仪上的刻度值，可得到顶板离层量，包括浅部离层量和深部离层量。浅部离层量反映了锚杆锚固范围内顶板岩层的离层情况，深部离层量则反映了锚杆锚固范围外顶板岩层的离层情况。煤柱应力监测采用应力计，在每个监测断面的煤柱中布置3个应力计。应力计的安装位置分别在煤柱的上部、中部和下部，距离煤柱边缘1m处。安装时，先在煤柱上打一个直径为42mm、深度为3m的钻孔，然后将应力计放入钻孔中，使用水泥砂浆将应力计固定在钻孔内。应力计与数据采集系统相连，能够实时监测煤柱内部的应力变化情况。通过数据采集系统，可以获取煤柱在不同时期的垂直应力和水平应力数据，分析煤柱应力的分布规律和变化趋势。在监测过程中，制定了详细的监测频率。在巷道掘进期间，每天对巷道表面位移、顶板离层和煤柱应力进行一次监测；在工作面回采期间，每天对巷道表面位移和顶板离层进行两次监测，对煤柱应力进行一次监测。当发现巷道围岩变形或应力变化异常时，及时增加监测频率，以便及时掌握巷道围岩的动态变化情况。每次监测后，都认真记录监测数据，并对数据进行整理和分析，绘制相应的位移-时间曲线、离层-时间曲线和应力-时间曲线，直观地展示巷道围岩的变形和应力变化规律。5.2监测结果分析通过对许疃煤矿72316风巷多个监测断面的巷道表面位移、顶板离层和煤柱应力的长期监测，获取了大量的数据。对这些数据进行深入分析，能够全面了解巷道围岩的变形和应力变化规律，评估围岩控制技术的实际效果。在巷道表面位移方面，从各监测断面的顶底板相对移近量和两帮相对移近量数据来看，在掘进期间，顶底板相对移近量和两帮相对移近量增长较为缓慢，增长速率相对稳定。1#监测断面在掘进初期，顶底板相对移近量每天增长约5mm，两帮相对移近量每天增长约8mm。这是因为在掘进初期，巷道开挖虽然打破了原岩应力平衡，但采空区侧向支承压力和工作面采动超前支承压力的影响尚未充分显现，巷道围岩主要受自身开挖扰动影响，形成了压力拱结构，使得巷道中部垂直应力较低，围岩变形主要集中在中浅部，且变形速度和变形量在可控范围内。随着工作面回采的推进，采空区侧向支承压力和工作面采动超前支承压力的叠加作用逐渐凸显，巷道表面位移增长速率明显加快。在工作面回采至2#监测断面附近时，2#监测断面的顶底板相对移近量每天增长达到15mm，两帮相对移近量每天增长约20mm。其中，沿空侧的变形量明显大于实体侧，高帮的变形量大于低帮。两帮的移近量以沿空侧变形量为主，顶底板移近量以底板鼓起为主，且两帮移近量大于顶底板移近量。在回采期间，3#监测断面的两帮相对移近量达到300mm以上，其中沿空侧帮部移近量占比超过70%，顶底板相对移近量达到250mm以上，底板鼓起量约占顶底板相对移近量的60%。这表明回采期间围岩变形显著增大，且沿空侧和高帮是变形的主要区域，与理论分析中沿空掘巷围岩在回采期间的变形特点相符。对比不同监测断面的位移数据，发现距离工作面越近的监测断面，位移增长速率越快，最终的位移量也越大。5#监测断面距离工作面最近，在回采后期，其顶底板相对移近量达到350mm，两帮相对移近量达到400mm，均明显大于其他监测断面。这进一步说明了工作面采动对巷道围岩变形的影响程度与距离密切相关，距离工作面越近，受到的采动影响越大，围岩变形越剧烈。在顶板离层方面，顶板离层仪的监测数据显示，在掘进期间，顶板离层量较小，浅部离层量和深部离层量增长缓慢。1#监测断面在掘进期间，浅部离层量每天增长约1mm，深部离层量每天增长约0.5mm。这是因为在掘进初期，顶板岩层在锚杆和锚索的支护作用下，保持相对稳定，离层现象不明显。进入回采期间，顶板离层量迅速增大。在工作面回采至3#监测断面附近时，3#监测断面的浅部离层量每天增长达到5mm，深部离层量每天增长约3mm。且在回采过程中，深部离层量逐渐超过浅部离层量。在回采后期，4#监测断面的深部离层量达到80mm，浅部离层量为50mm。这表明随着回采的进行，顶板岩层在采动应力的作用下，深部岩层的变形逐渐加剧，离层现象从浅部向深部发展，锚杆锚固范围外的顶板岩层稳定性受到较大影响。对比不同监测断面的顶板离层数据，同样发现距离工作面越近的监测断面，顶板离层量越大。5#监测断面在回采后期，浅部离层量达到70mm，深部离层量达到100mm，均为各监测断面中的最大值。这说明工作面采动对顶板离层的影响也与距离相关，距离工作面越近，顶板离层越严重，需要加强对顶板的支护和监测。在煤柱应力方面，应力计的监测数据表明，在掘进期间，煤柱应力逐渐增加，但增长幅度相对较小。1#监测断面的煤柱垂直应力在掘进初期为10MPa，随着掘进的进行，逐渐增加到15MPa。这是因为在掘进过程中，巷道开挖导致煤柱周围应力重新分布，煤柱开始承受一定的载荷，但此时采动影响较小，煤柱应力增长相对平缓。在工作面回采期间，煤柱应力迅速上升。当工作面回采至2#监测断面附近时，2#监测断面的煤柱垂直应力在短时间内从15MPa增加到25MPa。且煤柱应力在不同位置呈现出明显的差异，靠近采空区一侧的煤柱应力明显高于远离采空区一侧。在回采后期，3#监测断面靠近采空区一侧的煤柱垂直应力达到30MPa，而远离采空区一侧的煤柱垂直应力为20MPa。这是由于采空区侧向支承压力和工作面采动超前支承压力的作用，使得煤柱靠近采空区一侧承受了更大的载荷，应力集中现象明显。对比不同监测断面的煤柱应力数据，发现距离工作面越近的监测断面，煤柱应力增长幅度越大。5#监测断面距离工作面最近，在回采后期，其煤柱垂直应力达到35MPa，增长幅度明显大于其他监测断面。这表明工作面采动对煤柱应力的影响程度与距离密切相关，距离工作面越近，煤柱受到的采动影响越大，应力增长越显著。综合分析巷道表面位移、顶板离层和煤柱应力的监测数据，许疃煤矿72316风巷采用的锚网索支护、喷注浆处理以及其他加强支护措施在一定程度上有效地控制了巷道围岩的变形和应力。在掘进期间，支护措施能够较好地维持巷道围岩的稳定性，使围岩变形和应力变化在可控范围内。在回采期间，虽然围岩变形和应力增长较为明显，但通过加强支护措施，如增加锚索数量、采用锚索梁、处理底鼓和局部加强支护等，能够有效抑制围岩变形的进一步发展，保证巷道的安全稳定。巷道表面位移、顶板离层和煤柱应力的变化趋势与理论分析和数值模拟结果基本一致，验证了理论分析和数值模拟的准确性，也表明了所采用的围岩控制技术方案在许疃煤矿72316风巷是可行和有效的。5.3技术经济分析采用合理煤柱宽度和围岩控制技术前后，许疃煤矿72316风巷在煤炭资源回收率、巷道维护成本和安全效益等方面产生了显著变化，通过对这些方面的技术经济分析，能清晰展现出该技术的可行性和优越性。在煤炭资源回收率方面，传统的煤柱留设方式往往因煤柱宽度过大，导致大量煤炭资源被浪费在煤柱中。以许疃煤矿72316风巷为例，若采用以往较宽的煤柱留设方案，煤柱宽度可能达到8m甚至更宽，这将使煤炭资源损失严重。而通过本研究确定的合理煤柱宽度为5m，相比传统方案，煤柱宽度显著减小。按72316风巷长度1500m、煤层平均厚度4.8m计算，传统8m煤柱方案的煤炭损失量为1500×8×4.8×1.4（煤的密度取1.4t/m^3）=80640t。采用5m合理煤柱宽度方案后，煤炭损失量为1500×5×4.8×1.4=50400t。由此可见，采用合理煤柱宽度后，煤炭损失量大幅减少，煤炭资源回收率显著提高，增加了煤炭产量，为企业带来了更多的经济效益。巷道维护成本在采用新技术后也有明显降低。在未采用合理围岩控制技术前，由于巷道围岩变形量大，需要频繁对巷道进行维护，包括补打锚杆、锚索，修复变形的巷道支架，清理底鼓的矸石等。这些维护工作不仅耗费大量的人力、物力和财力，还会影响巷道的正常使用，降低生产效率。以72316风巷为例，每月用于巷道维护的人工成本约为5万元，材料成本约为3万元。而采用锚网索支护、喷注浆处理以及其他加强支护措施后，巷道围岩变形得到有效控制，维护工作量大幅减少。每月的人工成本降至2万元，材料成本降至1万元。同时，由于巷道稳定性提高，减少了因巷道维护而导致的停产时间，进一步提高了生产效益。经统计，采用新技术后，每年可节省巷道维护成本(5+3-2-1)×12=72万元。安全效益是采用合理煤柱宽度和围岩控制技术的重要优势之一。合理的煤柱宽度能有效支撑上覆岩层，防止顶板垮落，避免因煤柱失稳引发的冒顶、片帮等事故，为井下作业人员和设备提供了安全的作业空间。在72316风巷采用5m合理煤柱宽度后，煤柱的稳定性得到提高，减少了因煤柱失稳导致的安全事故风险。同时，有效的围岩控制技术增强了巷道围岩的稳定性，降低了巷道变形和破坏的可能性，进一步保障了巷道的安全。锚网索支护、喷注浆处理等措施使巷道在掘进和回采期间的安全性能显著提升，减少了因巷道失稳对人员和设备造成的威胁，保障了矿井的安全生产。安全效益的提升不仅体现为避免了人员伤亡和设备损坏带来的直接经济损失，还包括因保障生产连续性而带来的间接经济效益。综合以上煤炭资源回收率、巷道维护成本和安全效益等方面的分析，采用合理煤柱宽度和围岩控制技术在许疃煤矿72316风巷具有显著的可行性和优越性。该技术不仅提高了煤炭资源采出率，增加了企业的经济效益，还降低了巷道维护成本，提升了安全效益，为矿井的高效、安全生产提供了有力保障。在实际生产中，可将该技术推广应用到许疃煤矿其他类似条件的巷道，以及其他类似地质条件和开采技术条件的煤矿，具有广泛的应用前景和推广价值。六、结论与展望6.1研究成果总结本研究以许疃煤矿72316风巷为工程背景，综合运