大采高沿空掘巷留设煤柱合理宽度研究与实践

梁 洁，陈 杰

（山西大同大学建筑与测绘工程学院，山西大同 037003）

大采高综采工艺应用广泛，但常规大采高配合宽煤柱护巷方式易造成资源浪费[1]。近年来出现的大采高留小煤柱技术正逐渐兴起，而煤柱的合理留设宽度是小煤柱沿空掘巷技术成功的关键[2-5]。现以山西某煤矿为工程研究背景，研究煤柱自身稳定性及煤柱宽度对巷道围岩的控制，给出小煤柱的最佳留设宽度。

1 工程背景

山西某煤矿主采15#煤层，煤层平均厚度约为6m，煤层平均倾角约为9°，属缓倾斜煤层。试验巷道为1106 工作面运输巷，巷道宽5.0 m，高4.2 m，沿煤层顶板掘进。1102 和1106 两个工作面均属一采区，采煤工艺选用倾斜长壁后退式综合机械化开采方式，顶板采用全部垮落法。1102 工作面沿走向137 m，倾向为533 m，西部是三条大巷，东边为井田边界，南边紧挨1106 工作面与1#采空区，工作面北边为1101 工作面的采空区。为缓解采掘工作衔接，采用留煤柱迎回采面掘巷的方式，边回采1102 工作面边掘进1106 工作面运输顺槽。工作面采掘关系，见图1。

图1 工作面位置关系

2 小煤柱合理宽度理论计算

为保证巷道围岩的移近量处于可控范围，同时兼顾煤柱煤炭资源的损失，在设定合理煤柱宽度时应当尽量小。但煤柱宽度过小，掘巷后锚杆支护巷道煤柱易发生快速变形破坏，从而使得锚杆周边的围岩发生破碎，引发支护失效。根据已有理论，理想的最小煤柱宽度B计算公式为：

式中：X1为相邻区段工作面开采后靠近采空区一侧煤体中产生的塑性区宽度，其值由（2）式[6]计算得到；X2为锚索有效长度，取5.0 m；X3为煤柱安全系数，按0.15～0.25（X1+X2）计算。

式中：m为煤层厚度，取6.0 m；α为侧压系数，取0.3；C为煤层界面黏聚力，取1.78 MPa；φ为煤层的内摩擦角，取34°；K为回采引起的应力集中系数，切顶后取2.05；γ为上部岩层平均容重，取26 kN/m3；H为煤层平均埋深，取130 m；Px为煤柱采空区一侧的支护阻力，取0。

经计算X1为1.72 m，X3取值区间在1.01～1.68 m，合理煤柱宽度B介于7.73～8.40 m。综合考虑工程条件，取1106工作面沿空掘巷煤柱宽度为8.0 m。

3 数值模拟试验

3.1 数值模型建立

为进一步确定沿空巷道小煤柱的宽度，基于1102 和1106 工作面的生产地质条件，综合考虑各因素，建立如下数值计算模型。模型尺寸长120 m×宽1 m×高50 m，煤层厚为6 m，工作面采用长壁式开采，即模拟采空区宽度为50 m。巷道宽和高分别为5 m和4.2 m，煤柱留设尺寸为6～10 m等步距的5个方案。模型四周为固定边界，限制其变形活动，仅模型上部为自由边界，可将上覆岩层施加到模型上表面，载荷大小4.43 MPa。

3.2 模拟结果分析

3.2.1 掘进前实体煤侧向垂直应力分析

当上区段1102 工作面回采过后，煤体侧向原始应力平衡状态被打破，应力开始重新分布，直至再次达到平衡状态。这一过程会使煤体发生侧向应力集中现象，此时在采空区边缘的位置会出现一定的弹性分布。而随着时间向前推进，煤柱发生破碎的位置从表面逐步转向煤体深部，同时煤体也由弹性状态逐步转变为塑性破坏。工作面回采前后侧向煤体应力云图，见图2、图3。

图2 工作面回采前侧向煤体应力云图

图3 工作面回采后侧向煤体应力云图

1102 工作面回采过后，引发采空区边缘煤体内出现应力增高现象，同时应力增幅较明显。1102 工作面回采活动引起的煤体侧向应力分布影响范围约为50 m，此时应力降低区为采空区边缘煤壁延伸至煤体内部约15 m 的范围，而应力增高区（应力集中系数大于1.5）为距离采空区边缘煤壁约15～50 m 的煤柱内部，与此同时侧向应力的最大值出现的应力增高区峰值为7.6 MPa，距离煤壁50 m 以外的范围为原岩应力区。

3.2.2 掘进后煤柱应力及巷道围岩变形分析

沿空掘巷技术是在上区段的工作面稳定后，通过留设煤柱，从而保证下区段工作面的稳定。下区段掘进活动会造成煤体的应力重新分布，小煤柱及巷道实体煤侧都会发生应力集中现象，应力集中会造成煤柱及围岩的变形量增大。因此，研究煤柱的合理留设宽度对于巷道稳定性十分重要。

（1）煤柱应力分析。不同煤柱宽度下应力分布曲线，见图4。可以看出当煤柱宽度小于7 m时，煤柱的应力呈现出“单峰值”的分布特征，此时煤柱整体的塑性区域占据整体煤柱体积的比例相对较大，煤柱的塑性区发生贯通，煤柱出现破坏；而当煤柱宽度大于7 m 时，煤柱应力分布呈现“双峰值”特征，煤柱内出现弹性核区，有利于煤柱的自身稳定性。所以，考虑到煤柱稳定的约束条件，合理的煤柱宽度应当大于7 m。

图4 不同宽度的煤柱其应力分布曲线图

（2）巷道变形分析。对不同煤柱宽度下的围岩变形量，见图5、图6。通过数值模拟软件研究结果可以看出，当煤柱宽度为6 m 时，此时的巷道顶底板及巷道两帮移近量均为几种煤柱宽度下的最大值，最大值分别为641 mm 和595 mm；当煤柱宽度提升为10 m 时，此时巷道顶底板及巷道两帮移近量为几种煤柱宽度下的最小值，分别为550 mm 和485 mm。由此得出，随着煤柱宽度的增大，巷道的两帮及顶板底板变形量均呈现近线性下降趋势，而在煤柱宽度为8 m 时下降的幅度有所收窄，基于保证稳定性的要求，选定8 m的煤柱宽度是较为合理的。

图5 不同宽度煤柱巷道顶底板围岩变形量

图6 不同宽度煤柱巷道两帮围岩变形量

4 沿空巷道变形观测

为了进一步分析不同煤柱宽度下的围岩变形及受力特征，对轨道巷的围岩变形和煤柱内部应力情况进行现场实测，结果见图7、图8。

图7 运输巷围岩表面变形速率图

图8 煤柱内应力分布图

从图7中可以看出，运输巷顶板和两帮受工作面距离影响的变形速率变化趋势整体一致。在0～30 m的工作面距离范围，两条变形速率曲线均呈现近线性衰减，该阶段的变形速率中数约为100 mm/d，整体变化剧烈，可知受采动剧烈影响范围为沿工作面前方约30 m范围。30 m的距离是变形速率变化的显著拐点。在之后的30～70 m 工作面距离范围，随距离增大变形速率呈较为平缓的下降趋势，该阶段的变形速率中数约为17 mm/d，仅为初始剧烈变化阶段速率中数100 mm/d 的1/6，尤其是在工作面距离达到70 m 时，变形速率几近为零。工作面距离到达70～140 m 范围时，变形速率曲线近乎水平直线，整体保持稳定。

从图8 中可以看出，随着工作面距离的从0 增大到90 m，轨道巷内部应力值呈现先增加后见效的单峰态变化趋势，18.5 m是应力值由增长变为降低的转折点。在工作面距离0～18.5 m 范围，巷道内部应力值呈现线性增长，从初始的4.85 MPa 到峰值的8.25 MPa。过了距离转折点18.5 m 之后，巷道内部应力值开始一路衰减至几乎与初始应力值相当的4.80 MPa，此时对应工作面距离约为80 m。之后随工作面距离的增大，应力值始终保持相对恒定。

综上所述可以得出，随回采工作面的不断向前推进，巷道的断面收缩率呈增大趋势。而轨道巷的煤柱内部应力值经历较快上升期至工作面距离18.5 m 时达到峰值8.25 MPa，然后缓慢下降至近乎初始应力值。巷道变形多为底鼓及顶板下沉，在经历邻近工作面的采动影响后，目标巷道变形总量处于工程允许范围，现场实测表明留设8 m 宽的煤柱是合理有效的。

5 结论

（1）基于大采高工作面留小煤柱护巷技术，结合覆岩顶板的断裂、运动特征，建立了围岩结构力学模型，得出小煤柱力学载荷计算公式。并根据理论计算，得出煤柱最佳留设宽度为8 m。

（2）通过数值模拟研究，发现煤柱宽度以1 m 步距，由6 m 等间隔增加至10 m 的过程中，垂直应力分布状态逐渐由“单峰型”变为“双峰型”，而在煤柱宽度大于7 m 时煤柱内部出现弹性核区，有利于煤柱稳定性的提升。同时结合巷道围岩控制情况，8 m 判定为最佳煤柱宽度。

（3）通过对大采高工作面沿空掘巷留煤柱现场实测数据的研究分析，当留设煤柱宽度为8 m 时巷道围岩变形量处于可控制状态，巷道的稳定性能够满足正常的生产需求。这样不仅避免了由于煤柱留设不合理可能造成的安全和经济问题，也为相似条件下煤柱宽度合理留设提供了参考依据。