迎采動寬煤柱承載特性及礦壓顯現規律研究

宗保東，陳立虎

(煤炭工業太原設計研究院集團有限公司，山西 太原 030001)

隨著礦井開采能力的提升，工作面銜接緊張，一些單翼開采礦井會在毗鄰回采的工作面一側留煤柱相迎掘巷，即迎采對掘[1-3]，這樣勢必會出現煤柱變形、巷道維護困難等問題。目前，國內外專家學者對此類迎采動壓巷道的礦壓規律及圍巖控制做了大量的研究[4，5]。康紅普院士等[6]通過分析深井強動壓、大變形巷道存在的問題，提出的高預應力強力錨索支護技術，對圍巖變形起到了有效的控制且驗證了支護理論的正確性。康紅普院士等[7-9]通過對多個礦井的應力實際測量，對比分析掘進工作面與回采工作面周圍應力分布情況，得出了迎采對掘巷道采動應力峰值在采空區后方的結論，對巷道圍巖穩定性的控制有著重要的影響。王猛等[10]研究了迎采對掘工作面沿空掘巷圍巖變形規律，發現迎采對掘巷道頂板及煤柱幫變形更為嚴重，并提出了確定合理煤柱寬度及提高窄煤柱和頂板支護強度是保持迎采對掘巷道整體穩定的關鍵。

山西炭窯坪煤業目前正在回采100302工作面，100303工作面為100302接替工作面。由于采掘接替緊張[11]，100302工作面回采結束之前，需提前掘進100303運輸巷，完成100303工作面布置。這樣勢必導致100303運輸巷掘進期間，受100302工作面采動影響。由于受鄰近工作面采動影響與巷道掘進擾動影響的疊加作用，極易導致巷道變形量大、維護困難，尤其是對于該礦大采高回采工作面和大斷面全煤巷道[12]，維護更為困難。為此，針對本礦10號煤層賦存和開采狀況，采用理論分析、數值模擬及現場實踐等方法，進行了迎采巷道礦壓顯現規律等系統研究，解決了該礦10號煤層大采高回采巷道在煤礦開采中存在的實際問題，實現了該礦10號煤層大采高迎采動工作面巷道的有效控制。研究成果對于改善回采巷道的維護效果、緩解煤礦接替緊張、促進煤炭安全高效開采等具有重要的理論價值和現實意義。

1 工程背景

1.1 工程地質條件

該礦10號煤平均厚5.2 m，直接頂為砂質泥巖，基本頂為細砂巖、泥巖與中砂巖，直接底為鋁質泥巖。100303運輸巷附近區域的最大主應力為12 MPa左右，巷道的延伸方向為N42.21°E，該巷道與最大主應力的夾角在58.81°～83.55°之間，對巷道的圍巖穩定性極為不利。

1.2 迎采巷道錨索及圍巖破壞特征

2022年5月15日，100303運輸巷800 m處(距離掘進迎頭50 m，距離鄰近100303回采工作面230 m處)靠近煤柱側的頂錨桿發生破斷，5月18日在該位置附近又有5根頂錨桿與3根頂錨索相繼發生破斷。

錨索破斷部位在距錨尾80～150 cm處，鋼絞線斷口附近也出現徑縮與彎曲，并且鋼絞線散開。這是由于巷道掘進期間的大變形導致鋼帶位移致使錨索尾部應力集中，鋼絞線受到拉伸、彎曲與剪切等組合作用而破斷。

在100303運輸巷頂錨桿破斷的區域頂板出現網兜。網兜以破斷錨桿為中心，面積約3.2 m2。網兜內的巖石呈碎裂片狀，塊度較大。另外，在該區域附近靠近煤柱側還有幾處頂板也呈碎裂狀態，有的也形成網兜，并且鋼筋梯梁擠壓變形。

1.3 迎采掘巷期間動力現象

100302工作面回采過程中，在100303運輸巷掘進期間曾發生沖擊動力顯現[13，14]。破壞特征有：巷道出現強烈震動聲響、底板大范圍底鼓開裂且頂底板移近量可達1.5 m以上，對礦井的安全生產造成了一定威脅。初步原因分析：一是100302上方頂板為堅硬巖層強度高、厚度大，直接頂薄，垮落后礦壓顯現強烈；二是區段煤柱可能存在應力集中現象。

2 煤柱寬度及承載特性分析

圖1 煤柱應力分布情況Fig.1 Stress distribution of coal pillars

煤柱采空區側塑形區內的支承壓力[17，18]為：

式中，f為層間摩擦系數；τ0cotφ為煤體的自撐力，N；X為塑性區任一點距離煤壁的距離，m；M為煤層厚度，m；φ為煤體內摩擦角，(°)。

彈性區內支承壓力分布表達式為：

式中，K為應力集中系數；H為煤層埋深，m；γ為上覆巖層容重，kN/m3；β為側壓系數。

采空區側塑性區X0為：

式中，p1為采空區內巷幫支護阻力，取0.5 MPa；C為煤體黏聚力，取2.5 MPa；K取4；f取0.6；φ取21°；M取5.2 m；γ為上覆巖層容重，26 kN/m3；β取1.6；ξ為三軸應力系數。

計算得X0=15 m。

彈性核范圍X1為：

計算得X1=9.6 m。

式中，p為原巖應力，取10 MPa；pi為巷道支護阻力，取0.8 MPa；a為巷道寬度，為5 m；C取2.5 MPa。

即，保證煤柱不完全發生塑形破壞且煤柱內部存在彈性核的最小寬度為30.7 m。綜合考慮，煤柱設計留設30 m。

3 迎采對掘巷道數值模擬

3.1 模擬方案

為了揭示寬煤柱在迎采期間的三維應力分布特點及圍巖控制效果，應用FLAC3D數值模擬軟件以本礦實際地質條件建立數值模型，在彈塑性材料本構模型中選擇摩爾-庫倫本構模型。100303運輸巷為矩形斷面，沿10號煤層頂板掘進，斷面尺寸寬×高=5.0 m×3.5 m。模型模擬100303回采工作面寬度220 m，相鄰100302回采工作面寬度220 m，100303運輸巷與相鄰100302回風巷間的煤柱寬度為30 m，模型長度535 m；模擬15號煤厚5.2 m，頂板46.3 m，底板8.5 m，模型的高度為60.0 m；模擬工作面推進長度300 m，則模型的長×寬×高=535 m×300 m×60.0 m，模型如圖2所示。考慮煤層埋深在400 m時的圍巖穩定性。上覆巖層的重力，按均布荷載施加在模型的上部邊界。模擬條件為：100302工作面與100303運輸巷對頭同時推進，其中100302工作面推進速度3 m/d，100303運輸巷掘進速度6 m/d，待100303運輸巷推進300 m后停止，此時100302回采工作面推進150 m。在100303運輸巷不同位置處的頂底板中點、兩幫腰線處布置測點，記錄100303運輸巷掘進與100302回采工作面推進過程中巷道圍巖變化及礦壓顯現規律。

圖2 數值模型Fig.2 Numerical Model

3.2 三維垂直應力分布及結果分析

100303運輸巷距離100302回采工作面不同位置時的三維應力場分布狀態和煤柱的垂直應力分布曲線分別如圖3、圖4所示。如圖4可以看出，在100303運輸巷與100302回采工作面尚未相遇時圖3(c、d))。100302回風巷一側實體煤中(未形成煤柱時)的垂直應力先增大后減小，最大為24.7 MPa，峰值位于275 m附近，偏向煤柱中心線10 m左右；當100303運輸巷與100302回采工作面相遇時(圖3(e))，100302回風巷一側實體煤中(形成煤柱)的垂直應力先增大后減小，峰值位于270 m附近，約在煤柱中心；相遇后，煤柱峰值隨著100303運輸巷與100302回采工作面兩者之間距離的增大而逐漸減小，當在采空區后方30 m時，峰值為12.8 MPa，且應力分布呈現雙峰狀，煤柱內部出現彈性核[19，20](應力降低區)，說明煤柱在工作面推過后并未發生完全塑形破壞，且具有一定的支撐能力。

圖3 不同階段三維垂直應力分布特征Fig.3 Characteristics of three-dimensional vertical stress distribution at different stages

圖4 對掘不同距離時的煤柱垂直應力分布曲線Fig.4 Shows the vertical stress distribution curve of coal pillars at different distances of excavation

3.3 位移模擬結果及分析

3.3.1 煤柱幫位移

100303運輸巷不同位置測點煤柱幫移近量隨掘進距離和100302臨近工作面距終采線變化的結果曲線如圖5所示。可以看出：①隨著掘進距離的增加，前期煤柱幫移近量變化很小，當100303運輸巷槽掘進至測點時，測點位置煤柱幫移近量開始大幅增加，并且增加幅度(曲線斜率)即煤柱幫移近速率隨測點位置的增加而增大。這是由于100303運輸巷掘進至相遇位置(200 m附近)前方時，其圍巖變形速度先受掘進影響，后受工作面采動影響；當掘進至相遇位置附近時，其圍巖變形速度同時受掘進與采動雙重影響，變形速度增大；當掘進至采空區后方一定距離之后，其圍巖變形速度同時受掘進與側向支承應力的疊加影響，變形速度大且變形量較大。②各測點位置煤柱幫的最大移近量相差較大，最大移近量發生在210 m和220 m位置處，也就是100303運輸巷與100302回采工作面相遇位置200 m附近(工作面超前應力范圍)，最大移近量分別為2.01 m。這結果說明100303運輸巷掘進至100303運輸巷與100302回采工作面相遇位置附近時，煤柱幫變形特別嚴重，需要對該附近區域煤柱幫加強支護。

圖5 煤柱幫移近量變化曲線Fig.5 Change curve of coal pillar lateral displacement

3.3.2 實體煤幫位移

100303運輸巷不同位置測點實體煤幫移近量隨掘進距離和100302臨近工作面距終采線變化的結果曲線如圖6所示。可以看出：①隨著掘進距離的增加，前期實體煤幫移近量緩慢增加，當100303運輸巷掘進至測點時，測點位置回采幫移近量開始大幅增加，并且增加幅度即實體煤幫移近速率隨測點位置的增加而增大；②各測點位置回采幫移近量相差不大，最大移近量發生在220 m和230 m位置處，也就是100303運輸巷與100302回采工作面相遇位置200 m附近，最大移近量分別為1.280 m和1.30 m。這些結果表明100303運輸巷與100302回采工作面相遇對其回采幫一側圍巖的穩定性也有顯著影響。

圖6 實體煤幫移近量變化曲線Fig.6 Curve of the change in the amount of physical coal slope movement

3.3.3 頂板位移

100303運輸巷不同位置測點頂板下沉量隨掘進距離和100302臨近工作面距終采線變化的結果與曲線如圖7所示。可以看出：①隨著掘進距離的增加，前期頂板下沉量緩慢增加，當100303運輸巷掘進至測點時，測點位置頂板下沉量開始大幅增加，并且增加幅度即頂板下沉速率隨測點位置的增加而增大；②各測點位置頂板下沉量相差不大，最大下沉量發生在192 m和204 m位置處，也就是100303運輸巷與100302回采工作面相遇位置200 m附近，最大下沉量分別為0.530 m和0.534 m。這些結果表明100303運輸巷與100302回采工作面相遇對其頂板圍巖穩定性影響相對較小。

圖7 頂板下沉量變化曲線Fig.7 Variation curve of top plate subsidence

3.4 圍巖塑性區模擬結果及分析

出無支護條件時100303運輸巷距離100302回采工作面不同位置時的圍巖破壞情況如圖8所示。可以看出，100303運輸巷與100302工作面兩者相遇后，100303運輸巷圍巖塑性區域較大，尤其是兩幫區域，并且塑性區域面積隨著100302回采工作面推進的逐漸遠離逐漸增大。當推過2 m時，兩幫塑性區面積約12 m2，頂板塑性區面積約4 m2；當推過12 m時，兩幫塑性區面積約14 m2，頂板塑性區面積約6 m2；當推過40 m時，兩幫塑性區面積約20 m2，頂板塑性區面積約5 m2。

4 支護方案優化設計

100303運輸巷與100302回風巷區段煤柱為30 m，為防止工作面采動對掘進造成影響，根據數值模擬結果曲線知，當距相遇位置70 m時，停止掘進。如果前期掘進過程中出現頂板響聲、巖層下沉斷裂、漏頂、掉渣、頂板裂縫增加、出現脫層、煤質變軟、片幫煤增多、瓦斯涌出增加、淋水量增大等異常現象時，100303運輸巷立即停止掘進，撤出工作面人員，待確認工作面安全后，從工作面停掘迎頭開始往巷道開口處對所掘巷道幫(100302工作面側)進行補打錨索加強支護。

4.1 錨索補強方案

4.1.1 幫錨索補強

100303運輸巷停掘后，從迎頭往巷道口方向補打幫錨索。

幫錨索支護形式及規格：錨索材料為Ф15.24 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，長度為5000 mm，樹脂端頭錨固，鉆孔直徑28 mm，采用一支MSK2335和兩支MSZ2360樹脂錨固劑錨固。錨索托盤：采用250 mm×250 mm×20 mm高強度托盤及配套鎖具。

幫錨索布置方式：煤柱幫錨索采用二二布置，錨索排距2500 mm，距頂板1000 mm，距底板1000 mm，排距2000 mm。

4.1.2 頂錨索補強

錨索托盤采用250 mm×250 mm×20 mm高強度托盤及配套鎖具；頂錨索由一二一布置變為二二布置，排距由2000 mm變為1500 mm；頂錨索由Ф18.9 mm、長8300 mm的1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線變為Ф20 mm、長8300 mm的1×19股高強度低松弛預應力鋼絞線；頂錨索錨固力由250 kN變為300 kN，預緊力由100 kN變為150 kN。

4.2 錨桿優化方案

幫錨桿由Ф20 mm、長2000 mm的螺紋鋼錨桿變為Ф20 mm、長2400 mm的高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，其他參數不變。

5 應用效果

5.1 優化支護的數值試驗

優化支護條件下100303運輸巷距100302回采工作面不同位置時的圍巖破壞情況如圖9所示。可以看出，有支護條件的100303運輸巷與100302回采工作面相遇時，100303運輸巷圍巖塑性區域較小，并且塑性區域面積隨著100302回采工作面推進的逐漸遠離增大至穩定。當推過2 m時，兩幫塑性區面積約8 m2，塑性區降低33%，頂板塑性區面積約24 m2；當推過12 m時，兩幫塑性區面積約14 m2，頂板塑性區面積約3 m2；當推過40 m時，兩幫塑性區面積約15 m2，塑性區降低25%，頂板塑性區面積約3 m2，即優化支護后的塑形破壞有效降低，圍巖穩定性更高。

圖9 優化支護條件下100303運輸巷不同位置時的圍巖破壞情況Fig.9 Diagram of Surrounding Rock Failure at Different Positions of 100303 Transportation Lane under Optimized Support Conditions

5.2 現場工程應用效果

該支護優化方案在井下應用后，對掘期間圍巖變形基本在可控范圍內，對相鄰工作面回采期間進行礦壓監測表明，巷道頂底板最大移近量535 mm，兩幫最大移近量為430 mm，圍巖變形量相對于大斷面巷道較小。

6 結 論

1)經彈塑性力學和礦壓理論分析，計算煤柱不完全發生塑形破壞且內部存在彈性核時的寬度至少為30.7 m。綜合考慮，最終確定煤柱留設30 m。

2)根據礦壓顯現規律曲線可知，掘進迎頭距相遇位置70 m時，圍巖變形陡增，停止掘進，在迎采疊加擾動范圍內，優化支護參數。

3)根據圍巖變形曲線知，當掘進迎頭至相遇位置前方20～30 m時，圍巖變形增大，煤柱幫和回采幫變形量均超過0.5 m；當掘進至采空區后方一定距離后，圍巖因同時受掘進擾動與側向支承應力的疊加影響，變形增幅加快，煤柱幫變形嚴重，最大變形量超1 m。

4)優化支護參數后，巷道兩幫及頂板塑性區降低25%～33%，即優化支護后的塑形破壞程度有效降低，更加有利于圍巖的穩定性。