保護煤柱下近距離煤層巷道穩定性分析*

張大鵬 王震鎖

(黑龍江科技大學礦業工程學院)

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保護煤柱下近距離煤層巷道穩定性分析*

張大鵬 王震鎖

(黑龍江科技大學礦業工程學院)

為研究保護煤柱下近距離煤層巷道的穩定性，控制巷道圍巖變形，結合沙坪煤礦1808工作面輔運順槽實際情況，應用理論分析、數值模擬和現場勘查相結合的方法，分析了巷道應力分布特征、上位煤層開采后回采空間的應力分布特點及采空區積水對巷道的影響。結果表明：1808工作面輔運順槽靠近煤柱中心一側頂板垂直應力是采空區側的1.67倍；上位煤層開采后煤柱上的集中應力是采空區的1.23倍；采空區內淋涌水降低了泥巖頂板強度、巖體的整體強度及支護系統錨固力，對安全生產構成了威脅。

采空區 煤柱下近距離巷道 圍巖 穩定性分析

近距離煤層中，下位煤層回采巷道與上位煤層回采巷道空間位置關系有三種，即外錯式、內錯式、重疊式。外錯式是指下部煤層回采巷道布置在上位煤層回采巷道外側，其位置處于上層保護煤柱下；內錯式是指下位煤層回采巷道布置在上位煤層回采巷道的內側，位置處于采空區下；重疊式是指下位巷道位于上位煤層巷道下方。無論哪種布置方式，下位煤層巷道都會受上分層的采動影響。

上位煤層開采后，原有的空間被分為采空區和留設保護煤柱兩部分，原有的圍巖應力狀態被破壞，回采空間圍巖應力重新分布，在回采空間上的保護煤柱形成集中應力，向煤柱底板深部規律性傳遞[1-2]。沙坪煤礦8#下位煤層巷道采用外錯式布置方式，在集中應力作用下，沙質泥巖頂板條件下巷道圍巖控制困難。為此，分析上位煤層回采空間應力分布特征、煤柱下巷道應力分布特點及采空區淋涌水對巷道的影響，為解決巷道維護困難提供理論依據。

1 工程概況

沙坪煤礦8#煤層西南部為合并層，東北分岔為8#上分層和8#下分層，兩個煤層均可采，各分層平均煤厚4.73 m，平均層間距7.3 m，以泥巖為主。8#下分層的回采工作面與上分層的回采工作面在空間布局上呈對位布置，即上下分層的回采工作面在平面投影上處于重疊狀態。綜合考慮上分層的煤柱位置、上下分層之間的間距、以及層間巖層條件等因素，從利于回采巷道圍巖穩定與控制的角度出發，將下分層的順槽布置在上分層煤柱的下方，即采用外錯式布置，上下分層位置關系如圖1所示。

圖1 上分層18203與下分層1808層位關系

2 煤柱載荷作用下底板應力分布特征

煤層開采后原有的圍巖應力狀態發生改變，底板巖體發生壓、剪、拉破壞[3-6]。應用彈性理論對煤柱下的巷道進行穩定性分析，以便于控制下分層煤柱下的巷道圍巖。

基于彈性理論，將煤體視為均質體，根據圖2(a)，集中載荷p在半無限平面體內任一點(θ，r)的應力用直角坐標表示為:

(1)

根據圖2(b)，均布載荷q在底板巖體內的應力計算公式：

(2)

式中，L為煤柱寬度。

圖2 煤柱底板受載荷作用

結合沙坪煤礦8#煤層地質條件，分析煤柱載荷在底板的最大影響范圍。為計算簡便，假設煤柱的支撐荷載均勻分布，同時煤柱處于彈性狀態，均布載荷q為原巖應力的 3倍。

沙坪煤礦8#上分層18203回采工作面保護煤柱的寬度為20 m，為計算距離煤柱中心線左右20 m處的垂直應力、水平應力及剪切力，取L=20 m，y=7.3 m(與8#上層平均層間距為7.3 m)，q為常數，帶入式(2)，即可得出煤柱荷載作用下下分層的應力分布曲線，如圖3。

圖3 煤柱均布荷載作用下1808輔運順槽應力分布曲線

由圖3可以得出：煤柱在均布載荷作用下，8#下分層煤層中，垂直應力在煤柱中心正下方達到最大值，應力出現應力增高區，離煤柱中心越遠，應力越小；水平應力在煤柱中心下方達到最大，越遠離煤柱中心，水平應力將逐漸衰減；剪切應力在煤柱邊緣正下方達到最大值，在煤柱中心正下方，剪應力為0，采空區下方煤體越遠離煤柱，剪切應力越小。

1808工作面順槽在靠近煤柱中心線一側垂直應力值為0.82q，遠離中心線一側應力值為0.49q，可知順槽靠近煤柱一側頂板所受垂直應力是遠離煤柱一側的1.67倍。

3 上位煤層回采后圍巖應力分布模擬分析

3.1 建立模型

采用有限元軟件ANSYS對沙坪煤礦8#上層煤回采后，對煤柱與采空區底板巖層的應力分布進行數值模擬計算，以準確地對比分析出兩者之間的規律。

根據沙坪煤礦實際地質條件，8#下巷道布置在上層保護煤柱下。1808工作面順槽斷面為矩形，尺寸為5 m×3.5 m。建立模型尺寸(長×寬×高)為600 m×600 m×140 m。

有限元模擬及8#上采空區及煤柱見圖4、圖5。數值模擬煤巖層力學參數見表1。

圖4 有限元模擬

圖5 8#上采空區及煤柱

巖層抗壓強度Rc/MP彈性模量E/GPa泊松比μ密度/(g/cm3)內聚力c/MPa抗拉強度Rt/MPa動態剪模量G/GPa內摩擦角?/(°)8#上直接頂23．2247．2690．322．0915．7420．5235．58725．1648#上煤層223．1030．1451．3922．3052．3051．3238．1328#下直接頂26．1511．040．1952．4514．911．1211．29730．2428#下煤層24．557．9970．411．341．8111．8841．5831．7348#下直接底36．6730．9130．1442．53317．5843．13912．3429．506

分析圖4可知，8#上層煤開采后，保護煤柱上的應力高于采空區應力，其峰值是采空區的1.23倍，驗證了煤柱集中應力確實存在，致使煤柱受壓力高于采空區的壓力。

由此可見，8#下分層在煤柱下掘進的巷道應力集中程度要高于采空區下掘進的巷道，給煤柱下的巷道支護帶來了困難。

3.2 模擬結果分析

圖6為模擬分析結果。

圖6 模擬應力分布

4 淋涌水對巷道頂板的影響

1808工作面輔運順槽頂板為沙質泥巖，其抗壓強度低，抗水侵蝕能力差容易軟化，抗壓能力差容易變形，屬于容易冒落的松散頂板[7]。根據現場勘查，8#下分層頂板為砂質泥巖頂板，遇水極易分解。泥巖頂板巖樣浸水時間與巖樣狀態見圖7，浸水19 min巖樣已逐漸片落，浸水181 min后，巖樣整體松散失穩，由此可知，對于泥巖頂板，控水對于頂板穩定性至關重要

1808工作面上方為18203采空區，采空區內含水量相對較大，在流體滲流和圍巖壓力作用下頂板容易潮解，逐漸泥化，巖層強度降低；同時淋涌水還會對巖體的不連續面起潤滑作用，降低了破碎巖塊之間的摩擦力，降低了頂板巖體的整體強度；錨固劑在水的長時間浸泡下，弱化錨固劑的強度，降低了錨桿錨索的錨固力，對支護系統的穩定性產生威脅。

圖7 泥巖頂板巖樣浸水時間與巖樣狀態

5 結 論

(1)通過煤柱載荷作用下底板應力分布理論的計算，煤柱在均布荷載作用下，下分層垂直應力在煤柱中心正下方達到峰值，應力隨與煤柱中心距離的增大而逐漸降低；水平應力在煤柱中心正下方達到最大值，與煤柱中心越遠，應力值逐漸降低；剪切應力在煤柱中心正下方為0，在煤柱邊緣正下方為最大值。同時根據計算得出巷道頂板靠近煤柱一側壓力是采空區一側的1.67倍。巷道現階段需要提高支護強度，同時下層煤柱需要注漿加固。

(2)運用有限元軟件對8#上層開采后的煤柱和采空區應力分布狀態進行模擬分析，由于8#上層煤的開采，保護煤柱上的應力高于采空區應力，其峰值是采空區的1.23倍。由此可見，1808輔運順槽所受應力要高于在采空區下掘進的巷道，其維護也較采空區下掘進巷道的維護困難。

(3)由于8#上位煤層開采使下位煤層頂板產生裂隙及破碎，同時上層采空區內含水量相對較大，1808工作面順槽頂板在水侵蝕作用下，降低了泥巖頂板強度、巖體的整體強度及支護系統錨固力，對安全生產構成了威脅。

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Roadway Stability Analysis of the Close Range Coal Seam under the Protection Coal Pillar

Zhang Dapeng Wang Zhensuo

(School of Mining Engineering,Heilongjiang University of Science and Technology)

In order to analyze the roadway stability of the close range coal seam under the protection coal pillar and control the deformation of surrounding rock of roadway,combing with the actual situation of the auxiliary transport gateway of the 1808 working face of Shaping coal mine,the stress distribution characteristics of roadway,the stress distribution characteristics of the stope space after mining of the upper coal seam,and the influence of goaf water to roadway are analyzed in detail by adopting the theoretical analysis,numerical simulation and filed exploration methods.The results show that:the vertical stress near the center side of coal pillar of 1801 working face auxiliary transport gateway is 1.67 times of the one of goaf side;the concentration stress of the coal pillar after the mining of upper coal seam is 1.24 times of the one of goaf;the mudstone roof strength,the whole stress of the rock mas and system anchoring force are reduced by the drench water and burst water in goaf.

Goaf,Close range roadway the coal pillar,Road surrounding rock,Stability analysis

*科研創新項目(編號：YJSCX2016-105HKD)。

2016-09-08)

張大鵬(1991—)，男，碩士研究生，150022 黑龍江省哈爾濱市松北區浦源路2468號。