保护煤柱下近距离煤层巷道稳定性分析*

张大鹏 王震锁

(黑龙江科技大学矿业工程学院)



保护煤柱下近距离煤层巷道稳定性分析*

张大鹏 王震锁

(黑龙江科技大学矿业工程学院)

为研究保护煤柱下近距离煤层巷道的稳定性，控制巷道围岩变形，结合沙坪煤矿1808工作面辅运顺槽实际情况，应用理论分析、数值模拟和现场勘查相结合的方法，分析了巷道应力分布特征、上位煤层开采后回采空间的应力分布特点及采空区积水对巷道的影响。结果表明：1808工作面辅运顺槽靠近煤柱中心一侧顶板垂直应力是采空区侧的1.67倍；上位煤层开采后煤柱上的集中应力是采空区的1.23倍；采空区内淋涌水降低了泥岩顶板强度、岩体的整体强度及支护系统锚固力，对安全生产构成了威胁。

采空区 煤柱下近距离巷道 围岩 稳定性分析

近距离煤层中，下位煤层回采巷道与上位煤层回采巷道空间位置关系有三种，即外错式、内错式、重叠式。外错式是指下部煤层回采巷道布置在上位煤层回采巷道外侧，其位置处于上层保护煤柱下；内错式是指下位煤层回采巷道布置在上位煤层回采巷道的内侧，位置处于采空区下；重叠式是指下位巷道位于上位煤层巷道下方。无论哪种布置方式，下位煤层巷道都会受上分层的采动影响。

上位煤层开采后，原有的空间被分为采空区和留设保护煤柱两部分，原有的围岩应力状态被破坏，回采空间围岩应力重新分布，在回采空间上的保护煤柱形成集中应力，向煤柱底板深部规律性传递[1-2]。沙坪煤矿8#下位煤层巷道采用外错式布置方式，在集中应力作用下，沙质泥岩顶板条件下巷道围岩控制困难。为此，分析上位煤层回采空间应力分布特征、煤柱下巷道应力分布特点及采空区淋涌水对巷道的影响，为解决巷道维护困难提供理论依据。

1 工程概况

沙坪煤矿8#煤层西南部为合并层，东北分岔为8#上分层和8#下分层，两个煤层均可采，各分层平均煤厚4.73 m，平均层间距7.3 m，以泥岩为主。8#下分层的回采工作面与上分层的回采工作面在空间布局上呈对位布置，即上下分层的回采工作面在平面投影上处于重叠状态。综合考虑上分层的煤柱位置、上下分层之间的间距、以及层间岩层条件等因素，从利于回采巷道围岩稳定与控制的角度出发，将下分层的顺槽布置在上分层煤柱的下方，即采用外错式布置，上下分层位置关系如图1所示。

图1 上分层18203与下分层1808层位关系

2 煤柱载荷作用下底板应力分布特征

煤层开采后原有的围岩应力状态发生改变，底板岩体发生压、剪、拉破坏[3-6]。应用弹性理论对煤柱下的巷道进行稳定性分析，以便于控制下分层煤柱下的巷道围岩。

基于弹性理论，将煤体视为均质体，根据图2(a)，集中载荷p在半无限平面体内任一点(θ，r)的应力用直角坐标表示为:

(1)

根据图2(b)，均布载荷q在底板岩体内的应力计算公式：

(2)

式中，L为煤柱宽度。

图2 煤柱底板受载荷作用

结合沙坪煤矿8#煤层地质条件，分析煤柱载荷在底板的最大影响范围。为计算简便，假设煤柱的支撑荷载均匀分布，同时煤柱处于弹性状态，均布载荷q为原岩应力的 3倍。

沙坪煤矿8#上分层18203回采工作面保护煤柱的宽度为20 m，为计算距离煤柱中心线左右20 m处的垂直应力、水平应力及剪切力，取L=20 m，y=7.3 m(与8#上层平均层间距为7.3 m)，q为常数，带入式(2)，即可得出煤柱荷载作用下下分层的应力分布曲线，如图3。

图3 煤柱均布荷载作用下1808辅运顺槽应力分布曲线

由图3可以得出：煤柱在均布载荷作用下，8#下分层煤层中，垂直应力在煤柱中心正下方达到最大值，应力出现应力增高区，离煤柱中心越远，应力越小；水平应力在煤柱中心下方达到最大，越远离煤柱中心，水平应力将逐渐衰减；剪切应力在煤柱边缘正下方达到最大值，在煤柱中心正下方，剪应力为0，采空区下方煤体越远离煤柱，剪切应力越小。

1808工作面顺槽在靠近煤柱中心线一侧垂直应力值为0.82q，远离中心线一侧应力值为0.49q，可知顺槽靠近煤柱一侧顶板所受垂直应力是远离煤柱一侧的1.67倍。

3 上位煤层回采后围岩应力分布模拟分析

3.1 建立模型

采用有限元软件ANSYS对沙坪煤矿8#上层煤回采后，对煤柱与采空区底板岩层的应力分布进行数值模拟计算，以准确地对比分析出两者之间的规律。

根据沙坪煤矿实际地质条件，8#下巷道布置在上层保护煤柱下。1808工作面顺槽断面为矩形，尺寸为5 m×3.5 m。建立模型尺寸(长×宽×高)为600 m×600 m×140 m。

有限元模拟及8#上采空区及煤柱见图4、图5。数值模拟煤岩层力学参数见表1。

图4 有限元模拟

图5 8#上采空区及煤柱

岩层抗压强度Rc/MP弹性模量E/GPa泊松比μ密度/(g/cm3)内聚力c/MPa抗拉强度Rt/MPa动态剪模量G/GPa内摩擦角ϕ/(°)8#上直接顶23．2247．2690．322．0915．7420．5235．58725．1648#上煤层223．1030．1451．3922．3052．3051．3238．1328#下直接顶26．1511．040．1952．4514．911．1211．29730．2428#下煤层24．557．9970．411．341．8111．8841．5831．7348#下直接底36．6730．9130．1442．53317．5843．13912．3429．506

分析图4可知，8#上层煤开采后，保护煤柱上的应力高于采空区应力，其峰值是采空区的1.23倍，验证了煤柱集中应力确实存在，致使煤柱受压力高于采空区的压力。

由此可见，8#下分层在煤柱下掘进的巷道应力集中程度要高于采空区下掘进的巷道，给煤柱下的巷道支护带来了困难。

3.2 模拟结果分析

图6为模拟分析结果。

图6 模拟应力分布

4 淋涌水对巷道顶板的影响

1808工作面辅运顺槽顶板为沙质泥岩，其抗压强度低，抗水侵蚀能力差容易软化，抗压能力差容易变形，属于容易冒落的松散顶板[7]。根据现场勘查，8#下分层顶板为砂质泥岩顶板，遇水极易分解。泥岩顶板岩样浸水时间与岩样状态见图7，浸水19 min岩样已逐渐片落，浸水181 min后，岩样整体松散失稳，由此可知，对于泥岩顶板，控水对于顶板稳定性至关重要

1808工作面上方为18203采空区，采空区内含水量相对较大，在流体渗流和围岩压力作用下顶板容易潮解，逐渐泥化，岩层强度降低；同时淋涌水还会对岩体的不连续面起润滑作用，降低了破碎岩块之间的摩擦力，降低了顶板岩体的整体强度；锚固剂在水的长时间浸泡下，弱化锚固剂的强度，降低了锚杆锚索的锚固力，对支护系统的稳定性产生威胁。

图7 泥岩顶板岩样浸水时间与岩样状态

5 结 论

(1)通过煤柱载荷作用下底板应力分布理论的计算，煤柱在均布荷载作用下，下分层垂直应力在煤柱中心正下方达到峰值，应力随与煤柱中心距离的增大而逐渐降低；水平应力在煤柱中心正下方达到最大值，与煤柱中心越远，应力值逐渐降低；剪切应力在煤柱中心正下方为0，在煤柱边缘正下方为最大值。同时根据计算得出巷道顶板靠近煤柱一侧压力是采空区一侧的1.67倍。巷道现阶段需要提高支护强度，同时下层煤柱需要注浆加固。

(2)运用有限元软件对8#上层开采后的煤柱和采空区应力分布状态进行模拟分析，由于8#上层煤的开采，保护煤柱上的应力高于采空区应力，其峰值是采空区的1.23倍。由此可见，1808辅运顺槽所受应力要高于在采空区下掘进的巷道，其维护也较采空区下掘进巷道的维护困难。

(3)由于8#上位煤层开采使下位煤层顶板产生裂隙及破碎，同时上层采空区内含水量相对较大，1808工作面顺槽顶板在水侵蚀作用下，降低了泥岩顶板强度、岩体的整体强度及支护系统锚固力，对安全生产构成了威胁。

[1] 钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

[2] 陈 刚，张大鹏.煤柱下回采巷道矿压的显现规律[J].黑龙江科技大学学报，2016(1):13-16.

[3] 丁永红，崔千里.近距离煤层上层煤柱下应力分布规律及巷道支护技术[J].煤矿开采，2013(4):82-84.

[4] 钱 坤，丁自伟，张 杰.近距离煤层群煤柱下巷道支护参数优化及工程实践[J].煤炭工程，2015(4):44-46.

[5] 张 辉，刘少伟.近距离煤层采空区下回采巷道位置优化与控制[J].河南理工大学学报，2010，29(2):157-161.

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[7] 冯启言，杨天鸿.基于渗流-损伤耦合分析的煤层底板突水过程的数值模拟[J].安全与环境学报，2006(6):1-4.

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

*科研创新项目(编号：YJSCX2016-105HKD)。

2016-09-08)

张大鹏(1991—)，男，硕士研究生，150022 黑龙江省哈尔滨市松北区浦源路2468号。