厚煤层综放工作面煤柱稳定性评价及控制技术

丁自伟，田 普，廉开元，朱浩宇，冯 立，张 杰，邸广强，沈少康

(1.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054；2.陕西陕煤韩城矿业有限公司，陕西 韩城 715400)

韩城矿区桑树坪二号井采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，开采3#煤层为煤与瓦斯突出煤层，矿井工作面区段平巷采用双巷布置方式，以为3#煤层灾害超前治理提供时间与空间。两条回采巷道同时掘进，其中，一条作为本工作面回风巷使用，另一条作为下一工作面运输巷使用，而两条回采巷道之间所留设煤柱即为工作面区段煤柱。当煤柱宽度过大时，易造成煤炭资源严重浪费，而煤柱宽度过小，则煤柱易发生破坏，进而导致采空区瓦斯、水等涌入工作面，引起矿井次生灾害等[1，2]。因此，开展现有区段煤柱稳定性分析，并针对性提出围岩稳定性控制对策，保证矿井安全高效生产意义重大[3-5]。

针对综放工作面区段煤柱稳定性分析方面，国内外学者进行了大量研究，如谢广祥等[6]通过数值模拟研究了煤柱宽度对综放覆岩应力分布规律的影响，并从理论上分析了采空区侧向支承压力峰值大小及位置；李磊等[7]应用理论分析的方法给出了沿空巷道围岩力学模型，推导出了覆岩空间内应力场的表达式，并确定了沿空巷道的合理位置及支护方式；张广超等[8]以羊场湾煤矿为工程背景，建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型，推导出低应力区范围表达式并针对高强度开采提出了非对称围岩控制技术，进行现场应用，巷道控制效果较好；丁自伟等[9]利用理论分析和数值模拟对St.Peter矿岩矿柱在受到开采影响后矿柱的塑性破坏、内摩擦角与内聚力的变化特征进行了研究，制定了通过喷射混凝土提高矿柱强度的方案；黄庆享等[10]以柠条塔矿为背景，针对浅埋煤层煤柱应力集中和地表裂隙发育问题采用数值模拟和物理相似模拟结合手段对不同煤柱应力及错距地表下沉规律进行研究，确定同采工作面沿走向错距越大，下煤层煤柱应力、地表下沉梯度和地表拉裂隙越小；李洪等[11]在采面之间的区间煤柱上设4个测区对工作面超前和侧向支承压力进行实际监测，并结合煤柱自身的松动圈变化情况，煤柱上方顶板离层量等手段综合崔家寨矿煤层赋存及生产条件，确定合理的区段煤柱可减为5～6m；来兴平等[12]针对缓倾斜区段煤柱的留设问题建立了粒子群优化的支持向量机区段煤柱宽度预测模型，通过三种不同的预测方法对不同煤柱的情况进行统计对比，为区段煤柱留设提供了新思路；张国华等[13]依据Mohr-Coulomb准则和Kastner方程，确定出了中厚煤层区段煤柱留设宽度的理论计算公式。上述研究均基于不同地质条件下的煤柱宽度稳定性分析及控制对策进行了综合研究，然而不同开采条件煤柱宽度稳定性控制需要考虑的问题也不尽相同，需针对具体问题进行具体分析[14]。

本文以韩城矿区桑树坪二号井3304综放工作面现有区段煤柱为研究对象，采用理论分析和FLAC3D数值模拟方法，研究工作面侧向支承压力分布规律，探究不同宽度煤柱主应力差分布特征，进而对工作面区段煤柱稳定性进行分析。在此基础上，依据区段煤柱破坏分布特征分析结果，针对性提出区段煤柱稳定性控制对策，研究可为类似条件下工作面区段煤柱稳定性分析及围岩控制研究提供参考。

1 工程概况

桑树坪二号井3304工作面位于井田中北部第三采区，采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。3304工作面煤层平均埋深375m，倾角0°～6°，厚度5.3～6.0m，平均煤厚5.7m，割煤厚度2.5m，放煤厚度3.2m，采放比1∶1.28，走向长度868m，倾向长度150m。3304回风平巷与3305进风平巷采用双巷布置方式，沿煤层顶板掘进，双巷之间区段煤柱宽度为10m，3304工作面巷道布置情况如图1所示。

图1 3304工作面巷道布置

在桑树坪二号井综放工作面双巷布置条件下，3304二号回风平巷服务时间延长，巷道受“一掘二采”多次扰动影响，巷道围岩应力环境发生明显改变。此时，由于对巷道围岩应力分布规律缺乏科学认识无法准确评估区段煤柱稳定性，更缺乏区段煤柱稳定控制对策进而导致巷道顶底板围岩变形破坏严重，存在巷道冒顶、片帮、动力灾害等风险，制约矿井安全高效开采。

2 综放面倾向支承压力分布规律

2.1 侧向支承压力分布理论计算

当回采巷道掘进后，煤柱煤体由原岩应力状态转化为一次采动影响状态，而工作面回采又进一步破坏了其平衡状态，引起应力二次分布。其中，巷道掘进对于煤柱应力分布规律影响较小，而回采过后沿煤层倾向形成的侧向支承压力分布状态，对区段煤柱宽度稳定性影响较大。

当上区段工作面开采完成后，上部覆岩逐渐发生运移，覆岩结构开始进入平稳阶段，此时，煤柱采空区侧塑性区与弹核性区交界位置处于极限平衡状态，采用极限平衡理论进行分析，沿巷道腰线为x轴建立坐标轴，构建物理力学模型[15]，如图2所示。

图2 侧向支承压力分布力学模型

由此，可列平衡微分方程[15]：

式中，σx为巷道所受水平地应力，MPa；σy为巷道所受垂直地应力，MPa；τxy为巷道表面所受剪应力，MPa；λ为侧压系数；fx、fy分别为平衡微分方程中的体力分量；c为煤层与顶底板界面处的黏聚力，MPa；φ为煤层与顶底板界面处的摩擦角，(°)。

求解可得：

式中，K为应力集中系数；γ为覆岩容重，kN/m3；Fx为支架对煤帮的横向作用力，MPa；L0为极限平衡区宽度，m；M为巷道高度，m；H为巷道埋深，m。

将3304工作面地质参数M=3m，λ=0.3，K=3，H=375m，γ=26.4kN/m3，φ=30°，Fx=0.1MPa，c=1.2MPa代入式(2)可得：一次采动影响下极限平衡区宽度L0=2.308m。

考虑现场回采扰动影响后，巷道煤帮进一步发生变形破坏，进而导致支承压力峰值位置向深部煤体移动[16]，参考相关文献资料及数值模拟分析，确定回采扰动系数k=1.65～1.85[15，17]，本文取k=1.7，故可得回采扰动后应力峰值x=kL0=3.923m。

2.2 侧向支承压力分布数值模拟

为了全面、系统地反映3304工作面掘进与回采过程中巷道围岩的应力分布状态，以桑树坪二号井3304工作面地质情况和开采技术条件为背景，建立FLAC3D三维计算模型进行数值模拟。模型X轴方向为煤层倾向，宽300m，Y轴方向为煤层走向，长1100m，Z轴方向为煤层铅垂方向，高94m，三维模型共划分有1135200个单元，1176604个节点。

模型水平方向位移约束，底部垂直方向位移约束，上部施加等效于覆岩自重的应力7.0MPa，模型最上部岩层埋深280m，根据地应力测试结果，水平应力侧压系数取1.3。煤层和顶底板采用应变软化模型，其余采用摩尔-库伦模型计算。根据现场地质调查和相关研究提供的煤岩体力学试验结果，考虑到煤岩体的尺度效应，模拟计算采用的煤岩体物理力学参数见表1。

表1 岩体物理力学参数

工作面前方不同距离处3305进风平巷侧向支承压力分布如图3所示，由图3可知：3305进风平巷煤柱帮围岩侧向支承应力分布整体呈“马鞍状”变化，在距3304回风平巷煤柱帮2.5m和3305进风平巷煤柱帮2m处巷道围岩应力出现双峰，峰值应力分别为15.35MPa和13.10MPa，应力集中系数为2.19和1.87。3305进风平巷煤壁帮围岩侧向支承应力分布整体呈“单峰”式变化，距3305进风平巷煤壁帮1.5m时出现应力峰值，峰值应力为10.99MPa，应力集中系数为1.57，在距离煤壁15m范围外为原岩应力区，基本不受采动影响。在工作面前方不同距离处侧向支承应力峰值位置基本无变化，且随着距离工作面前方距离的增加对应位置应力值逐渐减小。

图3 3305进风平巷侧向支承压力分布曲线

由侧向支承压力分布规律数值模拟结果可知，在工作面前方，回采巷道区段煤柱围岩侧向支承压力呈现“单峰”状分布，应力峰值位置距离回采巷道约2.5m，距回采巷道15m范围外为原岩应力状态。结合理论计算结果分析，确定在工作面后方，采动滞后影响下煤柱围岩破坏范围向深部延伸，区段煤柱应力峰值位置增加至3.923m。此时，巷道煤柱侧围岩塑性破坏深度介于2.5～3.923m，最大塑性破坏深度可达3.923m，符合现场工程实践调研结果，可为巷道围岩支护优化设计提供参考依据。

3 区段煤柱稳定性分析

3.1 模拟方案设计

工作面回采后，依据区段煤柱受力状态不同，沿倾向可以依次分为A区(采空区侧塑性区)、B区(弹性核区)和C区(巷道侧塑性区)，如图4所示。其中，A区受上区段工作面回采的影响，该区域煤柱破坏严重，基本丧失承重能力，宽度为L0；B区处于两侧塑性区的中间部位，应力传递经过塑性区后明显下降，具有一定的承载能力，宽度为L1；C区距回采工作面距离较远，受一次采动影响较小，在帮部锚杆锚索的支护作用下可维持稳定状态，宽度为L2。

图4 区段煤柱分区

由前述计算求解可知：现场回采扰动影响后支承压力峰值位置约2.5～3.923m，即A区塑性宽度介于2.5～3.923m，回采巷道侧向应力影响范围15m。因此，参考数值模拟应力分布规律分析，设计8种不同区段煤柱宽度模拟方案：在应力降低区留设6m、8m、10m、12m小煤柱，在原岩应力区留设15m、20m、25m和30m大煤柱。

3.2 不同宽度煤柱主应力差分布特征

主应力差是影响围岩塑性破裂的发育、演化及煤柱的最终破坏程度和形式的最主要因素之一，采用主应力差分布特征开展煤柱破坏特征研究，对进一步分析确定现有区段煤柱宽度合理性具有积极意义。基于试验模拟方案分析，设计模拟煤柱宽度为6m、8m、10m、12m、15m、20m、25m、30m条件下煤柱侧向应力分布规律，通过获取分析二次采动影响下不同宽度煤柱的主应力差分布规律，针对其破坏特征进行研究，确定现有区段煤柱稳定性。

煤柱宽度为6m、8m、10m、12m、15m、20m、25m、30m时巷道帮部主应力分布如图5所示。由图5可知：巷道两帮围岩剪应力分布形态和采动影响程度存在明显差异，当煤柱宽度小于10m时，煤柱内主应力差呈单峰分布，且8m时主应力差最大，峰值应力为13.68MPa；当煤柱宽度大于10m时，主应力差呈双峰分布，且随着煤柱尺寸的增加主应力差峰值和煤体内部主应力差逐渐减小，当煤柱尺寸处于20～30m时，主应力差几乎保持不变。

图5 不同宽度煤柱帮部主应力差分布曲线

基于不同煤柱宽度条件下巷道帮部主应力差分布规律分析，可知：

1)当区段煤柱宽度处于6～10m时，其中，6m煤柱整体上处于应力降低区，煤柱围岩发生塑性破坏，应力值明显降低，8m煤柱处于应力增高区，煤柱内主应力差骤增，10m煤柱内存在小段的主应力差降低区，煤柱有一定的承载能力。

2)当区段煤柱宽度处于10～20m时，随着煤柱宽度增大，煤柱承载能力逐渐提高，高应力开始向3305进风平巷煤柱帮转移，主应力差呈3304回风平巷煤柱帮高、3305进风平巷煤柱帮低的分布，此时煤柱整体处于高主应力状态。

3)当区段煤柱宽度处于20～30m时，区段煤柱内主应力差峰值和谷值几乎完全一致，主应力差呈现“不对称双峰”分布状态。此时，区段煤柱主应力差有所降低，煤柱承载能力较好，煤柱结构未破坏，裂隙不发育。

4)当区段煤柱宽度为10～30m时，煤柱沿倾向方向主应力差呈“驼峰”状变化，煤柱两侧均有一定宽度的塑性区，煤柱中间存在弹性核区，而当煤柱尺寸为6m时，煤柱整体处于塑性破坏，煤柱已经被压垮，几乎无承载能力，不能保证巷道的稳定性，易导致采空区漏风、残煤自燃，引发一系列次生灾害等。

因此，根据不同宽度煤柱主应力差分布特征分析结果，综合考虑有效提升矿井资源有效回收率、巷道围岩稳定性及矿井次生灾害控制(如瓦斯溢出、残煤自燃、采空区积水等)多维度因素，认为桑树坪二号井综放双巷布置3304工作面现有宽度10m较为合理，可以预防次生灾害发生和减少煤炭资源浪费。

4 区段煤柱稳定性控制对策

工作面双巷布置条件下，巷道煤柱侧围岩会产生破坏深度大、分布范围广的塑性区，此区域内围岩易剧烈碎胀。由前述可知，桑树坪二号井3304工作面巷间区段煤柱宽计为10m较为合理，然而在实际工程实践中，由于支护参数设计缺乏针对性合理优化设计，导致工作面后方受多次回采影响的巷道围岩变形破坏严重，从而引发巷道冒顶、片帮、动力灾害等一系列灾害。因此，针对现有锚杆(索)常规支护方式进行优化布置，对塑性破坏深度大的煤柱帮进行重点支护，优化设计支护现有支护参数，在巷道煤柱帮进行补强支护控制，可有效提高巷道围岩稳定性。

4.1 巷道围岩补强支护设计

试验3304回风平巷净宽4.6m，净高3.0m，目前巷道采用锚网索钢带联合支护。其中，顶部锚杆采用∅22mm×2400mm等强螺纹钢锚杆，矩形布置，锚间排距650mm×800mm，煤柱右帮锚杆采用∅32mm×2500mm自巩固可回收锚杆，锚杆间排距为820mm×800mm，每排6根，左帮采用∅32mm×3500mm自巩固可回收锚杆，间排距650mm×800mm。锚索选用∅21.6mm×7300mm钢铰线，呈2-2布置，间排距2100mm×2400mm；钢带为140mm×30mm的T型，帮梯采用∅14mm圆钢加工而成。顶、帮网采用6mm冷拔丝加工的经纬网，顶网网格为150mm×150mm，帮网网格为75mm×75mm，顶网搭接长度150mm，帮网搭接长度75mm，联网间距150mm。

根据综放面区段煤柱破坏特征分析结果，可知在回采扰动作用下，巷道煤柱帮围岩破坏深度偏大，试验3304工作面回风平巷煤柱帮围岩破坏深度最大可达3.923m。巷道煤柱帮目前采用∅32mm×3500mm锚杆进行支护，不足以将破碎煤体连接成一个整体，未能起到加固煤柱帮围岩、降低煤柱片帮风险的作用。在此基础上，为综合控制区段煤柱稳定性，针对性提出巷道煤柱帮“补强支护”对策，即采用∅21.6mm×5300mm锚索进行加固，锚索间排距1000mm×2000mm，矩形布置，每排3根，每排锚索加梯子梁，补强支护方案如图6所示。

图6 3304二号回风巷煤柱帮补强支护方案(mm)

4.2 试验效果分析

在提出巷道帮部区段煤柱补强支护技术参数的基础上，进行巷道现场补强支护试验，并在3305进风平巷布置监测测站，观测回采期间巷道围岩表面位移变化规律，验证区段煤柱稳定性补强支护的有效性，表面位移观测情况如图7所示。

图7 巷道表面位移变化监测曲线

由图7可知：3304工作面回采期间，回采巷道顶板表面移近量最大值可达210mm，两帮变形量最大值为150mm，巷道围岩收敛量整体上处于较低水平，巷道围岩得到了有效控制，围岩稳定性较好。研究确定：在现有区段煤柱宽度10m及巷道支护参数设计基础上，基于巷道煤柱帮围岩塑性破坏分布特征分析，针对性进行煤柱帮补强支护，可有效提高巷间区段煤柱稳定性，满足矿井安全高效生产需求。

5 结 论

1)基于极限平衡理论建模求解，结合工作面侧向支承压力分布规律模拟分析结果，确定桑树坪3304综放工作面区段煤柱侧向塑性区破坏深度介于2.5～3.923m，采动影响后破坏深度最大可达3.923m，所得结果与现场调研结果基本吻合，可为巷道围岩支护优化设计提供参考依据。

2)通过FLAC3D模拟分析8种不同宽度煤柱二次采动影响下煤柱主应力差变化规律，可知当区段煤柱宽度为10～30m时，沿倾向煤柱主应力差呈现“驼峰”状分布规律，此时煤柱两侧均有一定宽度塑性区，煤柱中间存在具有承载能力的弹性核区，煤柱煤体较为完整，综合考虑矿井资源回收、巷道围岩稳定性及次生灾害控制等因素，认为现有10m煤柱可有满足矿井次生灾害防治要求，避免煤炭资源浪费。

3)在确定区段煤柱宽度为10m合理的基础上，根据区段煤柱塑性破坏分布特征，针对性提出3304综放面区段煤柱稳定性控制对策，开展巷道煤柱帮补强支护方案设计，并进行现场工程试验，试验期间巷道围岩收敛量整体上处于较低水平，可以满足工作面回采需求。