沿空掘巷區段煤柱尺寸數值模擬研究

張經緯

(汾西礦業集團公司水峪煤業，山西 孝義 032300)

1 工作面基本概況

4203采面在4煤層～2煤層，井下標高為+790 m～+874 m，在4202采面以東，其中，4202工作面已回采完畢形成冒落采空區。依據勘查相關地質參數整理獲得，4202工作面煤層活動趨于穩定，埋藏煤炭厚度較大，在7.2 m～8.1 m，均厚7.82 m，且煤層賦存不均，傾角范圍0°～4°，1層～5層存在矸石，厚度1.15 m左右。

根據4203工作面上、下順槽勘查及探煤厚資料得知，工作面煤層運動變化較小，煤厚7.20 m～8.46 m，均厚7.83 m。煤層近水平，傾角在2°～4°，平均在3°左右。在1層～5層出現矸石區段，厚度0.20 m～2.10 m，均厚1.15 m，煤層結構為：0.80(0.20)0.50(0.30)0.80(0.70)1.90(0.30)5.60，通過42盤區3條大巷及工作面兩順槽巷道的實際揭露，工作面地質構造簡單，未發現大的構造存在，預估在采面回撤中無大的地質斷裂帶發育。煤層的頂板巖體參數以灰色長石石英中粒砂巖為主，次為玄色、灰色粉砂巖與中砂巖混合；底板下部是雜玄色炭質泥巖為主、少許灰白色泥質粉巖。

41盤區的水文地質條件簡單，臨近采場回采工作完成，采空區內巖層變形活動逐漸減弱，有利于礦壓回避對支護的影響，煤層的完整性較好，有利于煤柱體的穩定，開挖斷面較寬不規則斷面結構穩定性較小，圍巖體變形較晚。

2 模型建立

為了比較差別范圍內的區段煤柱體與沿空掘巷圍巖斷裂的聯系，結合綜采結構下區段煤柱兩側應力的探究[1-2]，以及得出的預留煤柱體合理范圍寬度的推算數值，以4203綜放面掘巷為建模背景，分別選取預留煤柱體寬度范圍為5、10、15、20 m 4組數值模擬計算，研究沿空掘巷預留區段煤柱范圍和掘巷后的頂底板、兩幫壁應力值分布特征[3-5]，通過比較實驗計算得出的綜放下特厚煤層沿空掘巷巷道圍巖收斂情況，得到研究參數結果。

1) 模型尺寸的確定

4203輸送巷采用圓角矩形斷面設計，工作面煤層埋深500 m，輸送巷寬度為5.8 m，高度為3.5 m，采用錨桿加錨索支護形式預留小區段煤柱進行沿空掘巷。依據圣維南原理，開挖引起的圍巖影響范圍大概為巷道斷面的5倍左右，區段煤柱位于上區段工作面采空區邊緣位置，根據現場實際工況和模擬計算的要求，建立120 m×100 m×60 m(寬度×長度×高度)的三維模型。

2) 模型邊界條件及圍巖力學參數

模型底部沿垂直方向固定邊界，其他各面均沿水平方向固定，水平、垂直和豎向位移均為零，即，幾何模型上部邊界載荷按500 m埋深均勻推算等效巖體自重壓力，巖石體平均容重25 kN/m3，并將自重應力沿重力方向轉化為均布壓力以單元面壓力加載與模型頂部。

3 模擬結果分析

沿采空區方向預留5 m區段煤柱，每次向下一個工作區間擴展5 m，對區段煤柱內部的圍巖應力變化情況進行分析研究；比較采空區側預留煤柱邊緣應力數值分析，對不同范圍的煤柱體，即，5、10、15、20 m 4種情況下的區段煤柱體兩側塑性區變化進行研究；沿采空區掘進巷道，利用錨網索對巷道進行支護加固，分析區段煤柱和巷道的位移及圍巖應力變化，就以上數值模擬分析結果進行綜合對比，保證區段煤柱核心承載力，成功實施特厚煤層下的沿空掘巷，維護巷道圍巖的穩定。

3.1 區段煤柱一側邊緣應力分析

沿采空區一側距離下一個工作面運輸巷道5 m位置處進行第一次計算機數值模擬，通過增加采空區到未掘進運輸巷的距離來進行多次試驗，每次擴展增加5 m得到區段煤柱邊緣不同寬度下同一截面，區段煤柱內位移如圖1所示。

取采空區中部位置到未開挖巷道需掘進的頂板位置，將每個區段距離進行10等分，對采空區一側邊緣圍巖體的位移變化進行分析。

圖1 不同采空區距未掘進巷道距離區段煤柱內位移變化曲線

由以上變化曲線圖可以看出：

1) 5 m時水平和垂直位移變化較均勻，距采空區3 m處時變化在4 mm左右，垂直位移和水平位移在3.5 m處重合；

2) 10 m和15 m處垂直位移不斷增大，距離采空區邊緣位置4.5 m～5.0 m內增加速率不斷減小，由于采空區垮落巖體的垂直變形，導致采空區碎漲巖塊不斷壓實，采空區內的位移變化量在不斷減小，頂板和未垮落煤段由于懸臂梁作用的斷裂產生回轉下沉，但由于采空區變形的不斷穩定，對頂板的下沉有向上的支撐力，在10 m時的5 m位置和15 m的4.5 m位置以后垂直位移變化逐漸趨于穩定；

3) 20 m的水平和垂直位移變化范圍較大，在19 mm左右，最大值和最小值也是其他3個區段的2倍左右，說明煤柱體寬度范圍過長會造成應力數值的疊加和聚集，區段煤柱里面出現裂隙，應力分布不均勻，產生拱形疊加效應；

4) 在5、10、15 m三個區段的x方向位移變化相對均勻，20 m處的變化在14 mm，產生波浪段的不均勻增加和減小，端頭5 m左右范圍內變化在1 mm～4 mm，水平位移影響在一段距離內變化起伏不大，說明區段煤柱主要是受到上覆巖體垮落產生的回轉下沉，在垂直方向上的圍巖位移變化，水平作用下由于采空區冒落巖體堆積壓實，產生的側向擠壓作用，相對于垂直方向導致的下沉破壞對區段煤柱圍巖作用較小。接下來應該著重對采空區邊緣區段煤柱內部垂直應力進行更深入的研究。

取煤柱中部到預掘進巷道直接頂板位置區段，對此距離內的垂直應力分布進行研究，繪制出冒落區邊沿位置距預掘進巷道處不同范圍的垂直壓應力分布變化圖，如圖2所示。

圖2 采空區距未掘進巷道區段煤柱垂直應力變化曲線

對比上面的圖2可知：

1) 20 m處和其他三個區段對比，垂直應力突然增大，應力值從3 MPa增加到12 MPa，5 m時端頭3 m處應力值和10 m及15 m處變化接近，10 m處垂直應力值變化范圍為0.5 MPa，比15 m處應力值變化范圍1.9 MPa要小，但是2 m處5 m處的垂直應力突然增大為2倍左右，說明對于不同區段煤柱應力存在增高區和降低區，長度可以有效地卸載壓力，10 m是4種方案內應力值變化最小的。

2) 從圖2可以看出，5 m和20 m處的圍巖垂直應力范圍較大，10 m和15 m變化范圍較小，當沿采空區向掘進區巷不斷逼近時，應力值的變化是先增大，然后降低，趨于穩定再突然增大，說明區段煤柱核心承載力是有一定范圍的，超出這個范圍，煤柱便會破壞，承載力將會大大降低，圍巖周邊應力會重新分布變化。

3) 通過圖2對比可以看出，圍巖的豎向應力在10 m～15 m時變化相對均勻，變化范圍是2.5 MPa～3.5 MPa，平均豎向應力在3 MPa左右，5 m時距離采空區邊緣2 m內垂直應力值穩定在3 MPa，在20 m處垂直應力變化增大到2倍以上，可能由于采空區側頂板回轉下沉，其應力在區段煤柱內部轉移集中，符合沿空掘巷圍巖活動變化特點。

3.2 沿空掘巷圍巖模擬分析

上區段開采完畢，采空區冒落穩定后，由于下區段巷道的挖掘又會導致圍巖應力的重置，對于區段煤柱的應力分布造成影響，導致煤柱兩側塑性區產生變化。

取采空區邊緣中部位置到掘進巷道頂板位置，沿輸送巷道掘進方向預留煤柱內部10 m范圍內，對此區段影響內的煤柱體圍巖位移量進行比較，繪制區段煤柱不同寬度下圍巖位移變化值表，如表1所示。

表1 區段煤柱不同寬度下圍巖位移

由表1可知，區段煤柱體范圍從5 m增至10 m，圍巖主要位移區間減小，位移最大值減小13 mm，最小值基本保持不變，在20 mm左右；從10 m增加到15 m時，圍巖主要位移區間增大，但是無論是主要位移區間變化，還是最大值和最小值都保持在3 mm范圍內；從15 m增加到20 m時，位移突然減小，兩幫和頂板下沉量急劇減小，內部破碎兩側寬度冗長。說明在5 m～15 m寬度內區段煤柱進入塑性區，但未發生破壞，核心承載區穩定性得到控制，在10 m處的范圍變化和位移值是最小的，應該是合理的區段煤柱寬度，20 m處由于區段煤柱寬度過長，可能導致一部分煤柱破壞，變形加劇，區段煤柱的承載性大大降低。

對于沿空掘巷成功與否關鍵在于區段煤柱核心承載區的穩定性，開挖巷道后采用怎樣的支護形式和支護參數才能更好地控制巷道周邊圍巖的變形，不同的地質參數具體到實際工程，巷道的收斂和應力變化也是衡量沿空掘巷成功與否的標準。針對差別范圍內開挖階段巷道頂板的下沉量和應力分析，如圖3所示。

圖3 區段煤柱不同寬度下巷道頂板下沉量變化曲線

對比變化曲線分析：

1) 20 m寬度的煤柱頂板下沉量遠大于其他寬度處，最大變形量達到1 325 mm，幾乎是其他煤柱寬度最大值的2倍，此時，根據變形特點可以推斷出，由于區段煤柱寬度過長導致頂板以上巖梁臂發生斷裂，回轉產生的彎矩無法得到卸載，未垮落煤層由于壓力的集中導致破斷，向下個工作面滑動下沉，增加了下個工作面掘進巷道頂板的下沉。

2) 從以上變化曲線可以看出，巷道兩端部位的相對變形量大于中間部分，圍巖變形導致的應力重新分布，對于區段煤柱核心承載區的影響，在寬度為5 m～10 m，頂板變形量在400 mm～600 mm，在10 m處為最小變形量，為347 mm，相比較而言，10 m和15 m寬度下，由于區段煤柱核心區較好地承載了兩側斷裂擠壓變形帶來的變化，煤巖體進入塑性區但是未發生破壞，巷道邊緣支撐壓力處于降低區，較好地達到了泄壓的目的，也極大地節約了煤炭資源。

4 結論

根據4203工作面地質參數，對特厚煤層下綜采沿空掘巷預留煤柱進行數學建模，并運用MIDAS/GTS軟件對不同寬度的煤柱的圍巖變形和應力變化采取數值模擬，得出合理的區段煤柱寬度，對區段煤柱一側的邊緣應力進行了模擬分析，得出區段煤柱一側壓力變化范圍和不同寬度導致應力分布情況。

1) 通過模擬分析對比結果，得出區段煤柱一側邊緣應力存在升高和降低區，5 m時側向壓力在逐步升高，導致圍巖變形和應力重疊，10 m時壓力變化和位移均降低，變化區間也是最小，15 m時壓力增加，位移變化減小，20 m處應力與位移變化又突然加劇。10 m處圍巖位移的最大值與最小值以及豎向應力是4種方案中變形最為穩定的，10 m處的豎向應力變化范圍接近15 m處。

2) 對比了區段煤柱兩側開挖導致的塑性區變化，區段煤柱圍巖的位移變化和圍巖的豎向應力分布，得出區段合理煤柱跨度為10 m左右，當區段煤柱變形量至2倍以上時，區段煤柱核心承載區的完整度將大大減小，煤柱的極值大小逐漸增大。

3) 距離頂板5 m～15 m范圍內，合理的煤柱寬度對巷道的頂板下沉和應力分布有影響，合理的區段煤柱寬度能夠有效地避免上覆巖層的破壞變形導致的滑落失穩，頂板壓力和圍巖變形速率是先增加后降低，10 m的煤柱寬度可以較好地控制巷道的穩定性。