近距離煤層遺留煤柱擾動下巷道合理布置方法研究

楊勇勇

(山西柳林大莊煤礦有限責任公司，山西 呂梁 033300)

我國地下煤礦開采中，為保障工作面回采安全，往往在兩相鄰工作面間留有遺留煤柱，對于近距離煤層開采而言，上覆煤層回采結束后的遺留煤柱一般會對底板造成一定范圍的應力擾動，如果下伏煤層巷道布置在上遺留煤柱產生的高應力擾動區，將導致巷道變形嚴重，難以維護[1-3]。為此，在礦山實際開采過程中，需充分考慮這一問題，針對下伏煤層回采，巷道需布置在合理的位置，并采取有效的支護措施[4-6]。

在這方面的研究中，蓋德成等[7]分析了上分層遺留煤柱效應下底板沖擊破壞機理，確定了下分層巷道沖擊危險區域；李春元等[8]研究了下伏煤層開采前后上覆遺留煤柱對底板應力的擾動演化機制，分析了遺留煤柱區域下伏煤層開采擾動寬度；汪鋒等[9]采用數值模擬和現場實測研究了上覆煤層開采后下伏煤層的卸壓機理。

通過對上述文獻分析，遺留煤柱的擾動影響主要集中于煤層間距小于20 m的近距離煤層開采，當煤層間距超過40 m時，煤柱應力擾動及下伏煤層巷道布置方法有待進一步研究。為此，本文采用理論分析與數值模擬相結合的方法，對這類煤層開采時巷道合理布置方法進行了研究。

1 工程概況

某煤礦主采2號煤層與3號煤層，煤層傾角2～6°，平均傾角4°，其中2號煤層厚5.2～6.3 m，平均厚5.8 m，埋深170 m，煤層頂板主要為粉砂巖，底板主要為泥巖；3號煤層厚6.4～7.2 m，平均厚6.7 m，埋深215 m，煤層頂板主要為砂質泥巖，底板主要為粉砂巖，屬于典型的緩傾斜厚大煤層，兩煤層間距為42.35 m，采高6.2 m。該礦采用大采高機械化采煤工藝，全部垮落法管理頂板，煤巖體綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤巖體綜合柱狀圖

該礦2號煤層主采2105工作面與2107工作面，目前已回采完，在工作面間留有25 m厚遺留煤柱；3號煤層主采3104工作面與3105工作面，工作面間運輸巷道與回風巷道之間留有20 m厚遺留煤柱，巷道斷面尺寸為寬×高=5.6 m×4.0 m，工作面位置關系如圖2所示。

圖2 工作面位置關系圖

由圖2可知，3號煤層3104運輸巷道與3105回風巷道布置在上煤層遺留煤柱下方。通過現場觀測，隨著回采工作推進，3104運輸巷道與3105回風巷道均出現了明顯變形，主要表現為頂板下沉、底板底鼓及兩幫向內鼓起，其中頂底板最大位移分別為856 mm與895 mm，煤柱幫與回采幫最大位移分別為765 mm與625 mm，巷道變形嚴重，對工作面安全回采構成了威脅。

2 上覆煤層底板破壞范圍分析

上覆煤層回采過后，形成的采空區及遺留煤柱在采動應力影響下，會對其底板造成一定范圍的破壞，導致下伏煤層破壞影響范圍內的巷道發生變形甚至破壞，為了分析該礦上覆煤層遺留煤柱對下伏煤層巷道的影響，構建底板破壞力學模型如圖3所示。對于底板破壞分區，可以分為塑性破壞區、應力轉化區與應力承載區，如果下伏煤層巷道布置在該范圍內，將對巷道造成不利影響。

圖3 底板破壞力學模型

2.1 底板巖層破壞深度分析

對于底板最大破壞深度[7]，表達式如下：

(1)

其中：

(2)

式中：D為上覆煤層煤柱寬度，m；φ為巖層內摩擦角，°；α為采空區側底邊巖層破壞邊界與水平面夾角，e為自然常數。

該礦上覆煤層遺留煤柱寬度為25 m，底板巖層內摩擦角為36°，將相關參數帶入公式(1)，計算得到底板巖層最大破壞深度為55 m。由于兩煤層間距為42.35 m，上煤層遺留煤柱所造成的破壞范圍將會對下伏煤層巷道產生影響。

2.2 底板巖層水平破壞范圍分析

受兩煤層賦存條件的影響，下伏煤層巷道的布置深度無法改變，為此需要分析上覆煤層遺留煤柱及采空區對下伏煤層水平的破壞范圍。

根據圖3的力學關系，得到上覆煤層底板水平的破壞長度，計算式如下：

(3)

將相關參數帶入公式(3)得，上覆煤層底板水平破壞長度為64.6 m。塑性破壞區邊界與下伏煤層頂板交于C點，根據幾何關系，AB=ACcotα，下伏煤層頂板破壞長度L1=L2-AB。其中，AC為兩煤層間距42.35 m，計算得AB=17.8 m，最終得到L1=46.8 m。即下伏煤層巷道應布置在上覆煤層煤柱水平邊界46.8 m以外，以避開遺留煤柱應力擾動對巷道穩定性的影響。

3 煤柱擾動數值模擬分析

為掌握上覆煤層遺留煤柱對底板應力傳導特征，以及驗證理論求解得到合理巷道位置的可靠性，研究采用數值模擬方法進行分析，根據礦山實際工程地質條件，采用FLAC3D數值軟件進行建模。模型底部固定，四周約束水平位移，頂部施加垂直載荷等效于上覆巖層容重，煤巖體力學參數見表1。

表1 煤巖物理力學參數

3.1 遺留煤柱底板應力分布特征

針對上覆2號煤層，兩側采空條件下，遺留25 m厚煤柱對底板巖層的垂直應力分布情況如圖4所示。可以看出，在采動應力影響下，遺留煤柱內部出現了明顯的應力集中區域，最大垂直應力可達25.5 MPa，在采空區與煤柱接觸位置存在一定深度的損傷卸壓區，該位置垂直應力達5.5 MPa，同時垂直應力在煤柱下方位置向深部轉移，下伏煤層所處位置應力最高可達12.5 MPa，超過了原巖應力5.3 MPa。

圖4 底板巖層垂直應力分布圖

數值獲得的煤柱支撐壓力變化情況如圖5所示。可以看出，對于25 m厚煤柱寬度，支撐壓力呈現“駝峰”形變化特征，在煤柱兩幫距采空區邊緣約5 m位置，支撐壓力達到最高，為25.5 MPa，煤柱中心位置支撐壓力較小，約為12.5 MPa，支撐壓力峰值點間距離約為15 m。

圖5 煤柱支撐壓力變化曲線

綜合分析，支撐壓力由煤柱兩幫位置向深部巖層傳導，煤柱支撐壓力傳導至下伏煤層時，煤層所受垂直應力已超過原巖應力，必然會對應力影響區內下伏煤層巷道產生影響。

3.2 下伏煤層巷道合理位置分析

為進一步驗證前述理論分析結果的可靠性，對上覆煤層遺留煤柱底板應力集中系數分布情況進行了模擬分析，結果如圖6所示。可以看出，對于煤柱下方底板巖層，近似原巖應力區的邊界位于下伏煤層頂板距煤柱邊界水平距離約為45 m處，當巷道布置在該位置以外時，可保障巷道穩定。由于該礦下伏煤層3104運輸巷道與3105回風巷道距上部遺留煤柱水平距離分別為10.5 m與41 m，即巷道在高應力影響范圍內，導致巷道變形嚴重，下伏煤層巷道應布置在距上部煤柱水平距離45 m以外。同時，數值獲得巷道合理布置位置與理論求解得到的46.8 m基本相近，進一步驗證了理論求解的可靠性。

圖6 煤柱底板應力集中系數分布圖

4 下伏煤層巷道布置方法

根據前述理論計算與數值分析結果，為保障巷道的穩定性，研究提出將原3105回風巷道作為卸壓巷道，同時在距上部煤柱水平距離50 m位置重新開掘1條回風巷道。卸壓巷道的存在可以很大程度上消除下伏煤層工作面回采對新掘巷道穩定性造成的沖擊影響，有效保障巷道的穩定性，布置方式如圖7所示。

圖7 下伏煤層巷道合理布置方法

為進一步降低采動應力對巷道的沖擊影響，對下伏煤層所留煤柱兩幫實施鉆孔卸壓方法，對于巷道頂板進行高強度錨桿索支護，巷道頂幫進行高強度錨網梁支護。通過現場定期監測巷道變形情況，適時調整支護方式，以保證巷道的穩定以及工作面回采的安全。

5 結 語

1) 通過理論分析，底板巖層最大破壞深度為55 m，水平破壞距離為46.8 m；由于兩煤層間距為42.35 m，下伏煤層3104運輸巷道與3105回風巷道距上部遺留煤柱邊界分別為10.5 m與41 m，上覆煤層遺留煤柱產生的應力擾動將會對下伏煤層巷道產生影響。

2) 通過數值模擬分析，遺留煤柱近采空區側應力集中顯現，最大垂直應力可達25.5 MPa，支撐壓力呈現“駝峰”形變化特征，下伏煤層巷道合理位置應距上部煤柱水平距離不小于45 m。數值結果與理論計算結果基本吻合，驗證了研究結果的可靠性。

3) 研究提出距上遺留煤柱邊界水平距離50 m處新掘回風巷道，以及將原巷道作為卸壓巷道的穩固方法，同時輔以加強支護及適時巷道變形監測措施，可保障下伏煤層巷道的穩定性。