基于應力場分布規律下迎采動壓巷道煤柱寬度合理優化研究

付 強,孔祥娜

(山西工程技術學院，山西 陽泉 045000)

煤柱寬度的合理確定是采礦工程規劃設計領域中的一個重要的課題，部分礦井為降低鄰近回采工作面對掘進巷道的影響，將護巷煤柱留設在30～50 m之間，但是巷道變形依然難以得到有效控制，為保證運輸及通風斷面的要求不得不進行大規模的二次整巷[1-2]。眾多學者[3-6]對沿空掘巷條件下煤柱的受力及變形特征進行了系統研究，在現場推廣應用中也取得了一定的效果。文章以某礦9110回風巷掘進工作面的地質資料為背景，重點對沿空掘巷期間煤柱尺寸的合理確定及該巷道的受力變形特征進行系統研究。

1 工程背景及現有支護方案評估

1.1 工程背景

9110回風巷沿9號煤頂板掘進，設計全長1 882 m，工作面傾向長度240 m，該區域煤層平均厚度3.5 m。直接頂為砂質泥巖平均厚度8.4 m，老頂為粉砂巖平均厚度10.1 m。巷道采用矩形斷面，設計斷面尺寸5.2 m×3.5 m。考慮接續緊張該巷道在鄰近9109工作面回采期間迎頭掘進。原設計在9109進風巷與9110回風巷之間留設15 m煤柱，采用錨桿+錨索+W鋼帶+金屬網聯合支護方式。

具體支護參數如下：頂板在W235/280/4-5000-6型鋼帶下方施工6根D22 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，鋼帶與鋼帶中間打3根SKP21.6-1/1720-8200錨索，排距1 200 mm。幫部安裝4根D22 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，距頂250 mm，錨桿間距900 mm，距底550 mm，排距1 200 mm。

1.2 現有支護模式下監測結果分析

9110回風巷已掘巷道內布置測點1，該測點距鄰近9109回采工作面的回采位置為60 m，如圖1所示。主要監測內容包括巷道圍巖受力及位移變形特征。

圖1 9110回風巷平面位置圖(m)

由圖2可知，隨著工作面與測點相對距離的減小，頂板及煤柱幫側位移呈現出逐漸遞增的趨勢，在工作面推過該測點60 m后，監測到的頂板最大位移量為249.5 mm，實體煤柱側的最大位移量為359 mm。在整個觀測周期內頂錨桿的最大應力值為21.8 MPa、幫錨桿的最大應力值為26.9 MPa。在掘進過程中巷道局部段幫鼓現象較為嚴重。

2 數值模擬優化驗證

本節將運用FLAC3D數值模擬軟件分別研究3 m、5 m、8 m、10 m、12 m五種不同工況下，巷道的應力分布規律及變形特征，模型計算平衡后各測點的數據提取結果如下。

2.1 不同煤柱寬度下頂板及煤柱側變形量研究

本次測點的位置與現場圖1測點位置相同，采用history命令，記錄模型開挖過程中不同煤柱寬度尺寸下頂板及煤柱幫的最大位移量。由圖3可知，在煤柱寬度為3～6 m時頂板的最大位移量逐漸遞減，在6～12 m區間內頂板下沉量逐漸增大。煤柱幫側最大位移在煤柱寬度為3～6 m時逐漸遞減，在6～10 m時又以較大的速率遞增，在10～12 m時開始緩慢下降，10 m煤柱時幫部的最大位移量是6 m煤柱寬度時的1.5倍。

圖3 不同煤柱寬度尺寸下巷道變形量

2.2 煤柱內側向支承壓力分布

9109工作面在回采過程中會引起應力的重新分布，若將巷道布置在側向支承壓力的應力高值區內，巷道會產生較大變形。本次在9109進風巷與9110回風巷之間的煤柱內，以1 m為間隔橫向布置22個垂直應力監測測點，以更好地研究9110回風巷側向支承壓力的分布規律。由圖4可知，側向支承壓力分為應力降低區(1～7 m)、應力升高區(8～18 m)、原巖應力區(19～22 m)，應力集中系數為1.4。

圖4 煤柱側向支承壓力分布曲線圖

2.3 不同尺寸寬度煤柱內應力分布

在不同煤柱寬度內，以0.5 m為間隔布置垂直應力監測點，模型開挖完成計算平衡后的應力分布如圖5所示。

圖5 不同煤柱寬度條件下側向支承壓力分布

由圖5可知，在此次模擬的5種工況中，煤柱內側向支承壓力均呈單峰狀態分布，隨著煤柱寬度的增加應力峰值點逐漸遞增，當煤柱寬度從3 m增加到12 m時，側向支承壓力峰值由7.81 MPa增加到了19.96 MPa。3 m、6 m、8 m、10 m、12 m煤柱寬度時應力峰值點距9109采空側邊緣的距離分別為1.5 m、2.5 m、3.5 m、4.5 m、5.5 m，所以煤柱內應力峰值點基本位于煤柱寬度的1/2處。

2.4 合理煤柱寬度確定

合理的煤柱寬度應使9110回風巷處于9109回采工作面側向支承壓力的應力降低區內，圍巖變形量要整體可控。根據數值模擬的研究結果，側向支承壓力應力降低區的范圍為1～7 m。煤柱合理尺寸還必須保證留設煤柱能有效隔絕9109工作面采空區的瓦斯、防治漏風及煤塵自燃，所以最終將煤柱寬度確定為5 m。

3 現場工業試驗

為監測煤柱寬度調整后，9110回風巷的變形特征，本次在參數優化完成后的新掘回風巷道內布置一個監測斷面，監測內容主要包括頂板巖層和煤柱受力、巷道位移變化。圖6和圖7中橫坐標均表示測點滯后掘進工作面的距離。

圖6 監測斷面支護體應力變化曲線圖

圖7 監測斷面位移變化曲線圖

由圖6可知，當9110回風巷推進工作面超前該測點22 m時，巷道煤柱幫側及實體煤柱側的壓力值開始迅速遞增，在距推進工作面102 m時兩幫的位移量逐漸趨穩收斂。同兩幫相比，9110回風巷頂板巖層的應力變化相對穩定，最大值為12.8 MPa，僅有實體煤柱側的41%.由圖7可知，監測周期內巷道頂板的最大下沉量為56 mm，煤柱幫側的累計位移量為67 mm，實體煤柱側的累計移近量為91 mm，巷道變形總整體可控。

通過監測結果分析可以發現，煤柱寬度由原來的15 m優化為5 m后，可以使巷道處于側向支承壓力的應力降低區內，有效改善沿空側煤柱的受力狀態。同時配合高強度預應力錨桿的使用可防止圍巖大變形的擴展，充分調動圍巖的自承載能力。

4 結 語

1) 距9109回采工作面采空區邊緣1～7 m范圍屬應力降低區，將待掘巷道布置在該區域內，可有效改善煤柱受力狀態，減少巷道變形，同時考慮留設煤柱應能有效隔絕9109工作面采空區的瓦斯，所以最終將煤柱寬度由原設計的15 m調整為5 m。

2) 煤柱峰值應力隨著煤柱寬度的增加而呈遞增趨勢，當煤柱寬度為3～6 m時，煤柱內峰值應力較小，峰值點位于煤柱寬度的1/2處。

3) 煤柱寬度及支護參數優化后，9110回風巷頂板最大下沉量為56 mm，煤柱幫側的累計位移量為67 mm，實體煤柱側的累計移近量為91 mm。頂板巖層受采動影響較小，錨桿最大受力為12.8 MPa，小于錨桿桿體屈服極限。