缓倾斜厚煤层浅部回采区段煤柱留设宽度优化

张志沛, 李 锋

(西安科技大学地质与环境学院， 西安 710054)

区段煤柱的留设一直是煤矿设计人员关心的话题。优化的区段煤柱能够提高煤层回采安全性和煤炭回收率，避免了国有财产的流失；同时中国的缓倾斜厚煤层浅部煤炭储量大，煤质良好。因此进行区段煤柱留设宽度优化研究对于缓倾斜厚煤层浅部回采意义重大。

前人在研究区段煤柱方面取得了很大的进展。刘金海等[1]采用微地震监测、理论计算等方法得到了深井特厚煤层区段煤柱的合理宽度；张国华等[2]得到了中厚煤层区段煤柱合理宽度理论计算公式；张小艳等[3]建立了较为真实反映地下岩层形态、产状和岩石品位的三维数值模型，为区段煤柱合理留设研究提供建模基础；屠洪盛等[4]得到了急倾斜煤层区段煤柱主要受到沿倾向的剪切破坏、向采空区滑落破坏方式的结论；祁和刚等[5]研究了深部矿井高应力区段煤柱底板破坏特征；霍永钊[6]以官地矿13510工作面为对象，研究不同宽度煤柱的应力分布与承载能力；张晓虎等[7]通过非线性突变理论方法得到了煤柱失稳的静力学判据及煤柱运动的混沌特征；袁瑞甫等[8]研究了倾斜煤层开采后，覆岩演化特征、区段煤柱的变形和失稳破坏特征；曹峰等[9]通过进行动压影响下巷道变形特征的研究，为区段煤柱合理留设提供了依据；张科学等[10]得到了大煤柱内部进行沿空掘巷煤柱宽度确定方法；杨俊哲等[11]通过分析不同宽度区段煤柱应力和塑性特征得到了区段煤柱的合理宽度；张宇菲等[12]通过分析杨庄矿区不同宽度煤柱下巷道围岩主应力差、支护受力和围岩位移等变化确定煤柱合理宽度；白进龙[13]研究了张家峁14204工作面区段煤柱合理宽度。杨竹军[14]采用非爆破方法实现基本顶断裂主动控制，降低了覆岩关键块对区段煤柱附加荷载。

前人通过理论计算、数值模拟分析与现场实际监测分析的方法在区段煤柱的力学特征和变形破坏机制方面取得了丰硕的成果，使区段煤柱宽度优化研究较为准确。区段煤柱宽度优化研究还存在明显的不足：首先，大多数学者致力于厚煤层深部区段煤柱研究，成果丰硕，然而针对缓倾斜厚煤层浅部区段煤柱宽度优化研究较少；其次，在区段煤柱应力分析中仅考虑了主应力差的影响，然而忽略了摩尔库伦准则中摩尔应力圆与强度包络线的位置关系，使应力分析缺乏理论支撑；最后，在区段煤柱宽度优化方面缺乏煤层回采过程中巷道围岩与支护结构受力、变形破坏特征及现场实际验证的综合分析。因此，现以某煤矿地质与设计资料为背景，采用数值模拟方法分析不同煤柱宽度下煤层回采时巷道围岩主应力、塑性区、支护结构应力及位移变化特征，确定煤柱留设优化宽度，结合工程实际进行验证，以为当地类似缓倾斜厚煤层浅部区段煤柱留设提供借鉴，并且进一步完善区段煤柱研究领域。

1 研究区概况

研究区地势相对平缓，属于大陆性季风气候，四季分明。年平均气温15.2 ℃,最热月平均气温27.2 ℃,最冷月平均气温1.2 ℃。降水是水资源最主要的补给方式。研究区内含煤地层由灰色泥岩、粉砂岩、中砂岩及煤组成，11024工作面与11025工作面位于二1煤层，煤层的平均厚度为6.2 m，产状为倾向北东，倾角10°～15°，埋深较浅，地质构造简单。

11024工作面回风巷与相邻11025工作面运输巷均采用矩形截面，宽度×高度尺寸分别为：4 700 mm×3 500 mm、4 300 mm×3 500 mm，采用沿顶板掘进的方式。巷道的两帮与顶板均用锚杆、锚索与锚网相结合的支护方式，顶锚杆采用左螺旋钢高强度锚杆、规格为φ24 mm ×3 500 mm、间距为700 mm；两侧帮锚杆采用左螺旋钢高强度锚杆、规格为φ22 mm×2 800 mm、间距为800 mm；锚索采用规格为φ17.8 mm×10 000 mm钢绞线、间距为700 mm。

2 数值模型与材料参数

采用Fast Lagrangian Analysis of Continua 3D软件对11024工作面和11025工作面进行区段煤柱宽度为3、6、9、12、15 m的回采模拟，分析不同区段煤柱下巷道围岩主应力、塑性区、支护结构应力和位移规律，为确定煤柱合理宽度提供数值分析基础。如图1所示数值分析模型，尺寸为长度×宽度×高度=150 m×110 m×90 m，共327 440 个节点、243 240 个单元；巷道均为矩形截面，回风巷道模型截面尺寸为4 700 mm×3 500 mm，运输巷道模型截面尺寸为4 300 mm×3 500 mm；为了提高分析模拟结果的准确性，按照距离巷道越远处模型网格单元越稀疏的原则，确定了网格的加密区和稀疏区；模型表面根据实际情况为自由地面，没有约束，四周与底部考虑了工作面回采的影响范围进行了固定。

图1 数值分析模型Fig.1 Numerical analysis model

根据室内试验得到岩土体的物理力学参数如表1所示，岩土体采用Mohr-Coulomb本构关系、泊松比为0.25～0.34，并选用弹塑性模型。

表1 岩土体物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of rock-soil body

3 数值模拟结果分析

利用数值模拟软件，首先对模型进行初始应力场平衡计算；其次，进行煤层11024工作面和11025工作面巷道开挖与支护计算；然后，进行煤层11024工作面回采计算；最后，进行煤层工作面巷道围岩计算结果分析。

3.1 主应力分析

基于莫尔-库伦直线强度理论，岩石剪切破坏状态取决于最大主应力和最小主应力。当最大、小主应力确定的莫尔应力圆与强度包络线相交时，岩石处于破坏状态；当应力圆与强度线相切时，岩石处于极限平衡状态；当应力圆与强度线相离时，岩石处于安全状态。岩石的主应力差反应莫尔应力圆的大小，结合最小主应力确定摩尔应力圆的位置与形态，因此通过分析最小主应力与主应力差确定应力圆与强度包络线的关系，评价巷道围岩的稳定性。假设σ1、σ2和σ3分别表示岩石的最大主应力、中间主应力和最小主应力，则主应力差为σs=|σ1-σ3|。

通过数值模拟软件进行11024工作面与11025工作面区段煤柱宽度为3、6、9、12、15 m时巷道形成及煤层回采模拟，得到如图2所示不同煤柱宽度下巷道围岩主应力差图。

图2 不同煤柱宽度下巷道围岩主应力差图Fig.2 Principal stress difference of roadway surrounding rock with different coal pillar widths

(1)在巷道角隅处出现应力集中现象。实体煤侧角隅比区段煤柱侧角隅集中程度高，说明实体煤侧角隅形成的莫尔应力圆半径较大；在巷道顶、底板及侧帮中部，主应力差相比周围岩石小，形成的莫尔应力圆半径小。

(2)巷道两侧产生了应力集中现象。随着煤柱宽度的减小，区段煤柱两侧最大主应力差逐渐降低；区段煤柱由两处应力集中区域向单一应力集中区域转化，应力集中区域所占煤柱区域的比例升高。

由于巷道两侧的煤柱主应力差复杂，为了更深层地研究煤柱的应力差变化规律，以巷道宽度方向为侧线方向，设置回风巷实体煤侧壁中点深部4 m为起始监测点，测点间距1 m，得到如图3所示不同煤柱宽度下监测点主应力差曲线图。

图3 不同煤柱宽度下监测点主应力差曲线图Fig.3 Principal stress difference curve of monitoring points with different coal pillar widths

(3)实体煤主应力差随煤柱宽度变化不明显。区段煤柱主应力差曲线随着煤柱宽度减小由双峰逐渐转化为单峰状态，峰值处的主应力差减小，谷底处的主应力差增大，并且主应力差集中区域占煤柱的比例增大。表明：区段煤柱莫尔应力圆平均半径随着煤柱宽度的减小而增大。

(4)煤柱宽度为9、12、15 m时，主应力差曲线峰值处与谷底处的主应力差值变化较小；煤柱宽度为3 m和6 m时，峰值处的主应力差减小和谷底处的主应力差增大显著，说明在3 m和6 m区段煤柱容易产生破坏现象。

为了评价巷道围岩稳定性，除了掌握围岩主应力差确定的莫尔圆半径外，还需分析围岩的最小主应力，确定莫尔应力圆与强度包络线的关系，判断围岩的变形破坏状态。如图4所示为不同煤柱宽度下巷道围岩最小主应力图。

图4 不同煤柱下巷道围岩最小主应力图Fig.4 Minimum principal stress of roadway surrounding rock with different coal pillar widths

(1)巷道顶板中部最小主应力为拉应力，并且主应力差小。说明在巷道顶板中部拉应力集中，并且岩石的抗拉强度低，容易发生岩石拉断破坏现象。

(2)巷道角隅处岩石最小主应力小、主应力差大，形成的莫尔应力圆与强度包络线相交，表明在巷道角隅岩石发生剪切破坏现象。

(3)巷道两侧产生了最小主应力扩散现象。随着煤柱宽度的减小，区段煤柱由两处应力扩散区域向单一应力扩散区域转化，应力扩散区域所占煤柱区域的比例升高，煤柱内最小主应力平均值减小，并且煤柱莫尔应力圆平均半径较大，因此随着煤柱宽度的减小，煤柱内部越容易发生煤层剪切破坏现象，影响巷道围岩稳定性。

为了准确地评价巷道围岩稳定性，绘制如图5所示不同煤柱宽度下监测点最小主应力曲线图，分析巷道两侧煤柱的最小主应力，并结合主应力差研究成果，判别煤柱的变形破坏状态，评价巷道围岩稳定性。

图5 不同煤柱宽度下监测点最小主应力曲线图Fig.5 Minimum principal stress curve of monitoring points with different coal pillar widths

(4)针对巷道实体煤侧，在煤柱宽度为9 m、12 m和15 m时最小主应力和主应力差无显著变化，莫尔应力圆与强度包络线相离，处于安全状态，巷道围岩稳定；在煤柱宽度为3 m和6 m时距离实体煤帮2 m内最小主应力显著减小，主应力差集中程度大，莫尔应力圆与强度包络线相交，处于剪切破坏状态，巷道围岩不稳定。

(5)针对巷道区段煤柱侧，不同煤柱宽度下最小主应力曲线为单峰状态。随着煤柱宽度的减小，单峰处的最小主应力依次减小，煤柱宽度从15 m降至9 m过程中最小主应力减小不显著，应力圆半径小，确定的莫尔应力圆与强度包络线相离，煤柱处于稳定状态；煤柱宽度从6 m降至3 m过程中单峰处的最小主应力减小显著，应力圆半径较大，煤柱处于破坏状态，巷道围岩不稳定。

3.2 塑性区分析

结合主应力研究成果分析如图6所示不同煤柱宽度下巷道围岩变形破坏特征，判断巷道围岩变形破坏状态，确定巷道围岩的稳定性。

图6 不同煤柱宽度下巷道围岩变形破坏特征图Fig.6 Deformation and failure characteristics of roadway surrounding rock with different pillar widths

(1)巷道角隅处岩石产生剪切破坏，实体煤柱侧角隅比区段煤柱侧角隅破坏程度大；巷道顶、底板及侧帮中部过去出现了岩石拉断破坏，任建喜等[15]提出矩形断面硐室为直线型周边，容易出现拉应力区且岩石的抗拉强度低，使得岩石容易出现拉断破坏，影响硐室稳定。此次模拟结果与理论高度一致。

(2)煤柱宽度为9、12、15 m时，巷道围岩处于稳定状态；煤柱宽度为6 m时，巷道两侧出现剪切破坏现象，区段煤柱仅存在30%弹性区域，难以长期服务巷道生产需要，巷道围岩不稳定；煤柱宽度为3 m时，区段煤柱塑性区域贯通，巷道围岩不稳定。这与主应力分析的结果相吻合，说明主应力研究成果能合理地解释巷道周围煤柱破坏状态。

3.3 支护结构应力分析

通过对巷道围岩支护结构应力分析得到支护结构的主要受力部位与范围，分析支护结构对巷道围岩稳定性的影响。巷道围岩的支护结构主要由锚杆、锚索和水泥浆组成，本次模拟发现锚杆与锚索抗力学性能强，安全系数高，稳定性高，但是水泥浆的稳定性差。水泥浆的破坏会使锚杆、锚索失效，引起支护结构破坏，影响巷道围岩稳定性。因此以支护结构水泥浆为研究对象，得到如图7所示不同煤柱宽度下巷道围岩支护结构水泥浆应力图。

图7 不同煤柱宽度下巷道围岩支护结构水泥浆应力图Fig.7 Grout stress of support structure of roadway surrounding rock with different coal pillar widths

(1)对于巷道顶板支护结构水泥浆应力，锚索水泥浆主要为拉应力集中且位于底部，锚杆水泥浆主要为压应力集中且位于顶部。对于锚索水泥浆底部拉应力而言，偏向实体煤侧锚索水泥浆拉应力大于偏向区段煤柱侧水泥浆拉应力，但小于中部锚索水泥浆拉应力；对于锚杆水泥浆顶部压应力而言，偏向区段煤柱侧锚杆水泥浆压应力大于中部锚杆水泥浆压应力，但小于偏向实体煤侧锚杆水泥浆压应力。

(2)对于巷道角隅锚杆水泥浆应力，在水泥浆顶部产生小范围的压应力集中现象，这与角隅处存在小范围的较大应力相吻合，其他区域存在较好的承载能力，角隅锚杆水泥浆处于稳定状态。

(3)巷道两侧锚杆水泥浆顶部主要承受压力、底部主要承受拉力。锚杆水泥浆顶部压应力表现为巷道两侧上部锚杆水泥浆压应力大于中部锚杆水泥浆压应力，且小于下部锚杆水泥浆压应力。

从水泥浆应力图中看出，对于巷道区段煤柱侧锚杆水泥浆应力随着煤柱宽度变化呈现复杂变化，为直观分析锚杆水泥浆应力变化特征得到如图8所示回风巷道区段煤柱侧锚杆水泥浆应力曲线图。

图8 不同煤柱宽度下回风巷道区段煤柱侧帮锚杆水泥浆应力图Fig.8 Rock bolt stress curve for section coal pillar side of return airway with different pillar widths

(4)锚杆水泥浆主要承受拉力位置在底部，当煤柱宽度为12、15 m时上部锚杆水泥浆拉应力大于中部锚杆水泥浆拉应力且小于下部锚杆水泥浆拉应力；当宽度为6、9 m时上部锚杆水泥浆拉应力大于下部锚杆水泥浆拉应力且小于中部锚杆水泥浆拉应力；当宽度为3 m时上部锚杆水泥浆拉应力大于中部锚杆水泥浆拉应力且小于下部锚杆水泥浆拉应力。

(5)当煤柱宽度为9、12、15 m时，锚杆水泥浆具有良好的承载能力且应力集中范围小，巷道围岩稳定；当煤柱宽度为6 m时区段煤柱中部锚杆水泥浆拉应力接近水泥浆抗拉强度，并且拉应力集中区域占锚杆全长的25%，影响锚杆与稳定岩体的相互作用，不利于巷道围岩长期稳定；当煤柱宽度为3 m时区段煤柱锚杆水泥浆拉应力接近水泥浆抗拉强度，且上、中、下拉应力集中区域占锚杆的25%、30%和35%，影响巷道围岩稳定。

(6)区段煤柱锚杆水泥浆主要承受压力位置在顶部，锚杆水泥浆压应力与煤柱宽度呈现负相关，随着煤柱宽度减小锚杆水泥浆顶部压应力增大。煤柱宽度从15 m降到9 m的过程中正应力小且变化幅度小；煤柱宽度从6 m降至3 m过程中正应力显著增大，但低于水泥浆抗压强度。

3.4 围岩位移分析

以巷道围岩位移与主应力、支护结构应力研究成果为基础，预测巷道围岩潜在位移，分析巷道围岩稳定性。如图9所示为不同煤柱宽度下巷道围岩位移图。

图9 不同煤柱宽度下巷道围岩位移图Fig.9 Displacement of roadway surrounding rock with different pillar widths

(1)巷道顶板沉降现象最为显著；巷道实体煤侧帮移近量大于区段煤柱侧帮移近量；巷道底板的隆起现象不明显。巷道角隅处岩石位移量比周围岩石位移量小；巷道实体煤侧帮角隅位移量大于区段煤柱侧帮角隅位移量，角隅处岩石的位移量变化规律与主应力变化规律吻合。

(2)煤柱位移量与区段煤柱宽度为负相关，随着煤柱宽度的减小位移量逐渐增大；煤柱位移量的变化规律与锚杆应力变化规律基本一致。

(3)煤柱宽度为3 m和6 m时煤柱支护结构趋近破断且处于剪切破坏状态，巷道围岩不稳定；煤柱宽度为9、12、15 m时支护结构具有良好的承载能力，巷道围岩处于弹性变形阶段、位移量满足巷道生产需要，巷道围岩处于稳定状态。

3.5 小结

通过FLAC3D数值模拟软件进行缓倾斜厚煤层浅部区段煤柱为3、6、9、12、15 m时工作面回采模拟，分析巷道围岩的主应力、塑性区、支护结构受力和位移变化特点。在煤柱宽度为3 m时，区段煤柱莫尔应力圆与强度包络线相交、塑性区贯通、支护结构趋于破坏；在煤柱宽度为6 m时，区段煤柱两侧莫尔应力圆与强度包络线相交、仅存在30%的弹性区域、支护结构趋于破坏。因此不能满足巷道生产需要，3、6 m属于煤柱不合理宽度。在煤柱宽度为9、12、15 m时，巷道围岩莫尔应力圆与强度包络线相离、均为弹性变形阶段、支护结构有良好的承载力、围岩位移小，兼顾煤矿生产需求及提高煤炭资源利用率，煤柱合理留设宽度范围为9～12 m，煤柱留设优化宽度为9 m。

4 工程实际验证

为了验证该煤矿缓倾斜厚煤层浅部区段煤柱留设优化宽度的合理性。本矿区11024工作面与11025工作面的区段煤柱宽度为9 m，以11024工作面回风巷与11025工作面运输巷为监测对象，由于巷道运营过程中对底部煤炭进行经常卧底处理，所以巷道进行顶板和侧帮表面的位移监测与顶板的离层监测。巷道掘进方向30 m设置为第一个测站，间隔20 m设置一个测站，共设置3个测站，浅部测点的深度为1.5 m，深部测点的深度为5 m，进行70 d的监测。得到以下结果。

(1)针对巷道表面位移而言，回风巷与运输巷顶板表面位移分别为73 mm与67 mm，实体煤侧帮表面位移分别为55 mm与51 mm，区段煤柱侧帮表面位移分别为38 mm与37 mm。数值模拟结果与实测数据吻合，说明数值模拟符合现场实际；巷道表面位移满足巷道安全生产要求，得出采用现用的支护方案能有效提高巷道表面稳定性。

(2)回风巷与运输巷顶板浅部监测点离层量分别为28 mm与25 mm、深部监测点离层量分别为43 mm与37 mm。表明该支护方案能解决顶板岩石的不协调变形破坏问题，防止岩石的突发性破坏。

通过监测结果分析看出，当巷道围岩采用现有的支护方案时，既能使巷道围岩表面稳定，又能防止巷道顶板岩石的突发性破坏，巷道围岩处于稳定状态，并且使得煤炭生产率与回收率最优化。该缓倾斜厚煤层浅部区段煤柱留设优化宽度为9 m是合理的。

5 总结

(1)煤柱宽度为9～15 m时，巷道围岩莫尔应力圆与强度包络线相离，处于稳定状态；煤柱宽度为3～6 m时，煤柱莫尔应力圆与强度包络线相交，为破坏状态，巷道围岩处于失稳状态。

(2)煤柱宽度为9～15 m时，巷道围岩为弹性变形阶段，处于稳定状态；煤柱宽度为6 m时，区段煤柱两侧为剪切破坏状态、煤柱仅存在30%弹性区，不利于长期承载，巷道围岩稳定性差；煤柱宽度为3 m时，区段煤柱塑性区贯通，产生整体剪切破坏，巷道围岩处于失稳状态。

(3)煤柱宽度为9～15 m时，巷道围岩锚杆水泥浆有良好的承载能力，处于稳定状态；煤柱宽度为6 m时，巷道区段煤柱侧中部锚杆水泥浆集中拉应力接近抗拉强度且集中区域占锚杆的25%，影响锚杆与稳定岩体相互作用，不利于巷道围岩长期稳定；煤柱宽度为3 m时，区段煤柱侧上、中、下锚杆水泥浆集中拉应力接近抗拉强度且集中区域占锚杆的25%、30%和35%，影响巷道围岩稳定。

(4)煤柱宽度为9～12 m时，巷道围岩支护结构承载能力大、处于弹性变形阶段且位移量满足巷道生产需要，巷道围岩处于稳定状态，为煤柱合理宽度范围。工程实际验证表明，煤柱宽度为9 m时，能有效控制围岩变形破坏，使煤炭生产效率与回收率最优化，属于煤柱留设优化宽度。