动压影响下双巷布置工作面区段煤柱合理宽度研究

郭 强，王 萌

(中煤科工集团北京华宇工程有限公司 西安分公司，陕西 西安 710000)

针对合理区段煤柱尺寸的留设与巷道围岩控制技术[1-3]，国内外学者开展了大量研究。陆士良分析得出围岩变形量与护巷煤柱宽度之间的关系式[4-6]；徐金海、缪协兴等分析了煤柱长期稳定的必要条件及能够使其保持稳定的最短时间的计算公式[7]；侯朝炯、柏建彪等针对不同的煤层情况，确定了合理的狭窄煤柱宽度[8-10]；张耀荣、高进等人根据极限平衡理论解出护巷煤柱维持稳定性的宽度公式[11]；苏士龙，高海海等通过采用统一强度理论，得出巷道围岩松动圈理论计算公式[12]；张海庆，赵辉分析了深部动压影响巷道的变形规律和支护技术[13]；李家卓等分析了煤层群开采条件下的轨道巷多次扰动的失稳机理[14，15]；李国盛等提出了“锚杆锚索+浅深注浆巷道围岩联合强化支护技术”[16，17]。支护和围岩共同作用的原理是控制巷道围岩发生变形的主要依据，支护结构和围岩可以实现共同承载。本文以开滦集团蔚州矿业公司单侯煤矿1#煤层1105N和1106N工作面为工程研究背景。1105N进回风巷受1106N工作面侧方支承压力和本工作面超前支承压力的影响，存在围岩变形严重、巷道掘进周期长、返修成本高的难题。为维护工作面安全正常生产，利用理论分析、数值模拟等方法，分析不同宽度煤柱破坏规律与巷道围岩变形情况，为解决1#煤层工作面区段煤柱留设问题提供依据，也为同类综采工作面区段煤柱留设提供参考价值。

1 工程地质概况

单侯矿井1#煤层埋深为480～515m，平均厚度为2.8m，煤层倾角为3°～9°，属于近水平煤层。巷道钻孔柱状图如图1所示，巷道顶板岩性为泥岩，底板为鲕状泥岩，属于软岩巷道的范畴。

图1 巷道围岩钻孔柱状图

1105N工作面和1106N工作面的位置关系如图2所示，1105N工作面位于首采区中部，工作面北部连接着1号煤层西翼集中运输巷，南部为工业广场保护煤柱，东部为1煤剥蚀区，西部为1106N工作面。工作面平均走向长为901.5m，倾斜长为130m，目前，1105N与1106N工作面间煤柱宽度为20m，1106N工作面回采过程中，1105N进风巷已掘进150m，回风巷作为探水巷向前掘进300m。

图2 1105N工作面和1106N工作面位置关系(m)

根据现场实际，1105N进风巷掘进过程中，受到1106N工作面采动影响，巷道变形比较严重，通过实测，巷道顶底移近量500～900mm，两帮移近量1600～2300mm，变形速度为3～5mm/d。巷道底鼓严重，顶底移近量300～700mm，支架梁腿搭接处折断，出现显著的偏载变形。

1105N进回风巷为矩形巷道，掘进断面宽度4600mmm，高度3000mm。巷道原有的支护方式为：顶板使用“锚网+钢带”支护，锚杆采用∅20mm×2200mm右旋等强螺纹钢锚杆，间排距为900mm×900mm，锚索使用∅15.24mm×9000mm高强度预应力低松弛钢绞线，间排距为2400mm×2400mm。每排打设一片钢带，钢带规格为4.4m长W型。巷道帮部采用锚网支护，锚杆采用∅16mm×2000mm等强螺纹钢锚杆，间排距为900mm×900mm。

2 理论计算

为了使护巷煤柱维持稳定，需同时满足以下条件：煤柱两侧受到采动影响发生塑性变形，煤柱中间产生一个弹性区，该弹性区的宽度需要大于或等于两倍的煤柱高度，煤柱内弹塑性区范围分布如图3所示，图3中R1、R2为煤柱两侧塑性区区域，L1、L2为煤柱中间弹性区区域。

图3 煤柱内弹塑性区范围分布

区段煤柱内部的弹塑性区域分布范围可以应用弹塑性极限平衡理论进行计算，其采空区一侧的塑性区宽度计算公式为：

式中，m为煤层采高，取3m；β为屈服区与核区界面处的侧压系数，取0.5；φ0为煤体内摩擦角，取31°；K为应力集中系数，取3；γ为岩层平均容重，取25kN/m3；H为埋深，取平均值480m；C0为煤体粘聚力，取0.5MPa；PX为冒落岩石对煤柱的侧向约束力，取0.5MPa。

根据式(1)计算，得：R1=12.33m。

根据极限平衡理论，在各项等压的条件下，巷道围岩的塑性区半径计算公式为：

式中，p为原岩应力，MPa；pi为巷道支护阻力，取0.4MPa；r0为巷道半径，取4m。

根据式(2)计算得：R2=4.09m。

为保证安全，按照所得的煤柱两侧最大塑性区范围进行计算，且应保证弹性区宽度L1+L2大于2倍巷道高度时(6m)，根据理论计算得出，单侯矿1#煤层合理区段宽煤柱留设尺寸为：W≥R1+L1+L2+R2=22.43m。

3 巷道围岩变形破坏机理数值模拟

3.1 数值计算模型的建立

以单侯矿1105N和1106N两个接续工作面为对象，建立FLAC3D数值模型，模型长度400m，宽度20m，高度100m。共模拟30层煤岩，包括1#煤层及其顶底板，通过计算，在模型上部边界施加10.5MPa的原岩应力。模型在水平方向采用均匀宽度网格，在巷道周围建立散射状网格，巷道断面为矩形，宽度为4.6m，高度为3m，根据单侯矿原支护条件，在巷道围岩中布置锚杆锚索。工作面顶底板岩性参数见表1。

表1 巷道围岩力学参数

3.2 巷道围岩位移变化规律

在应用数值模拟分析中，一共考虑了10种宽度的煤柱情况，分别为4m、6m、8m、10m、12m、16m、18m、20m、22m和24m。一次和二次采动后，在留设不同区段宽度煤柱时1105N工作面回采巷道围岩表面位移曲线如图4所示。分析图4可知：

图4 不同宽度区段煤柱巷道围岩表面位移曲线

1)单侯矿原有的支护条件下，当煤柱宽度不断增大时，1106N工作面一次采动和1105N工作面二次采动后，1105N工作面进风巷表面位移量不断减小，煤柱宽度超过10m时，巷道围岩位移逐渐趋于稳定。

2)一次采动影响后，1105N工作面进风巷顶板最大位移量为450mm，最小位移量为140mm；底板最大位移量为160mm，最小位移量为130mm；左帮最大移近量为350mm，最小移近量为90mm；右帮位移量基本保持稳定，为50mm左右。

3)相比于1106N工作面一次采动，1105N工作面二次采动影响后，其进风巷两帮变形情况逐渐加重，左帮与右帮的变形量无明显区别，巷道顶底板移近量增加320mm。

3.3 巷道围岩应力变化规律

1106N工作面一次采动后，不同区段煤柱宽度下1105N工作面二次采动期间巷道围岩垂直应力云图如图5所示，分析图5可知：①1105N工作面回采以后，巷道围岩垂直应力场随着区段煤柱宽度的不同而发生比较大的变化，巷道围岩的垂直应力值具有一定的变化规律，巷道两帮垂直应力值由2.5MPa增大为8MPa左右，顶板垂直应力值从5MPa增大为15MPa，底板垂直应力值从5MPa增大为12MPa，由此可见，煤柱宽度增大后，1105N工作面进风巷围岩垂直应力的影响范围也随之增大；②煤柱宽度由4m增大为24m的过程中，区段煤柱内垂直应力峰值发生明显变化，其数值由7.5MPa增大为20MPa。

图5 不同宽度区段煤柱巷道围岩垂直应力云图

由巷道围岩垂直应力云图得到的垂直应力曲线如图6所示。分析图6可知，1105N工作面开挖以后，巷道围岩垂直应力随着区段煤柱与进风巷巷帮的距离变化而产生不同的变化规律，垂直应力分布规律大体表现为以下2种情况：①煤柱宽度为4～8m时，垂直应力集中在煤柱体中部，煤柱内垂直应力曲线呈单峰三角形分布，垂直应力峰值和影响范围都较小，巷道围岩变形量较大，若考虑留设小煤柱，结合矿井防漏风及防灭火情况，煤柱宽度应大于5m小于8m；②煤柱宽度大于10m时，垂直应力主要集中在煤柱体两侧3～5m处，随着煤柱宽度的增大，在煤柱体中间出现较为平整的应力稳定区，该稳压区范围逐渐变宽，煤柱两侧应力峰值逐渐变小且相差也越来越小，当煤柱宽度为22m时，煤柱体内两侧应力峰值相差最小，应力峰值降低到40MPa以下，巷道左帮应力集中程度为3.33。

图6 不同宽度区段煤柱巷道围岩垂直应力曲线

3.4 巷道围岩塑性区特征

不同区段煤柱宽度下1105N工作面回采期间巷道围岩塑性区分布如图7所示。分析图7可知：

1)煤柱宽度为4～8m时，靠近巷道一侧煤柱帮塑性破坏严重，煤柱宽度为10～24m时，煤柱帮塑性破坏程度降低，从巷道围岩的塑性区分布角度考虑，煤柱宽度应该大于10m。

2)根据数值模拟，可以初步确定，煤柱宽度为20m时，在煤柱内部，临近采空区侧塑性区宽度为10m，临近巷道侧塑性区宽度为4m；煤柱宽度为22m时，临近采空区侧塑性区宽度为14m，临近巷道侧塑性区宽度为2m。由于护巷煤柱主要为保证工作面回采期间的巷道稳定，护巷煤柱使用期间主要经受一侧采空影响，因此其内部弹性区只要保证一定的宽度，就可以满足安全生产的要求。根据当前煤柱受力及位移分析情况判断，为保证安全，按照所得的煤柱两侧最大塑性区范围进行计算，且应保证弹性区宽度大于2倍巷道高度时(6m)，则单侯矿区段宽煤柱应不低于22m。

4 巷道围岩支护参数优化

4.1 优化支护参数确定

根据单侯矿目前煤柱留设情况，确定单侯矿1105N工作面与1106N工作面间的区段煤柱宽度为22m。在此基础上，用正交模拟确定1105N进风巷的锚杆与锚索长度、间排距等可靠的支护参数。

根据模拟结果，当煤柱宽度取22m时，确定1105N进风巷支护参数如图8所示。巷道全断面布置13根高强度螺纹钢锚杆，顶板锚杆直径不变，为20mm，长度由2.2m增大为2.4m，两帮锚杆直径由16mm变为20mm，长度由2m增大为2.2m，巷道内锚杆间排距均设计为800mm×800mm，底角锚杆距巷道底板300mm，呈50°向下打设；根据1105N工作面附近19-13钻孔资料显示，巷道伪顶与直接顶的厚度之和为6.46m，直接顶上覆岩层岩性为7.4m的粉砂质泥岩，目前单侯矿1105N进风巷顶板锚索选取的长度为9m，综合考虑锚固体自身的稳定性、承载能力以及经济适用性，确定顶板锚索长度为8.5m即可满足支护需求，锚索布置形式为2-2-2形式，间排距减小为1600mm×1600mm。

4.2 优化支护效果验证

根据所确定的优化支护参数，进行数值模拟验证，主要从煤柱内垂直应力、巷道围岩位移和塑性区进行对比分析。采动影响下的优化前后方案支护效果对比如图9所示。由图9可以看出：

图9 采动影响下的优化方案支护效果对比

1)当选取22m的煤柱宽度时，在原有支护条件下，1105N进风巷左右两帮垂直应力和塑性区的分布范围差异明显，左帮塑性区范围较大，右帮垂直应力和变形量较大，巷道围岩变形大体上表现为非均称变形的特点。

2)优化支护后，1105N进风巷右帮垂直应力集中大小和范围都减小，巷道左右两帮应力分布情况基本一致，顶底板不均匀变形情况削弱，巷道右帮塑性区范围减小。1105N进风巷围岩变形得到有效的控制，巷道围岩非均称变形情况消失，优化支护相比于原支护效果明显。

5 结 论

1)当煤柱宽度为4～8m时，煤柱体处于低应力区，垂直应力集中在煤柱体中部，垂直应力峰值和影响范围都较小，但留设小煤柱是巷道围岩变形量增大，考虑到软岩巷道自身承载能力弱的特征，故不考虑留设小煤柱。

2)根据理论计算，得出单侯矿1#煤层合理区段宽煤柱留设尺寸为22.43m，通过FLAC3D数值计算进行模拟验证，当煤柱宽度为22m时，煤柱体内两侧应力峰值相差最小且位置不变，根据煤柱受力及位移分析情况判断，按照所得的煤柱两侧最大塑性区范围进行计算，单侯矿合理区段宽煤柱留设尺寸为22m。

3)针对动压影响巷道围岩变形规律、应力场和塑性区范围变化等展开了深入的分析，结合单侯矿原有支护条件，优化了1105N进回风巷道围岩的锚杆支护参数，为单侯矿类似生产工作面巷道围岩的支护提供了参照。