綜采工作面區段煤柱寬度優化設計研究

趙 敏

（山西晉煤集團趙莊煤業，山西 長治 046605）

1 工程概況

趙莊煤礦3307 工作面回采3#煤層，直接頂為0.78 m 的砂質泥巖，基本頂為12.5 m 的中粒砂巖，直接底的中粒砂巖厚約7.2 m，基本底為2.38 m 的砂質泥巖，煤層平均傾角約為4°。工作面采用綜合機械化采煤工藝，采高設計為4.7 m。工作面的通風方式采用U 型通風布置：33071 巷供進風、運煤、行人等使用，33073 巷供運料、回風、行人等使用。

由于3#煤層屬于厚煤層，該層位諸多工作面在回采時，區段煤柱留設寬度一直借鑒之前的經驗，將煤柱留設寬度設計為30 m?，F今，東盤區的工作面大多數回采結束，通過觀測發現，留設的區段煤柱均沒有出現明顯破壞現象，完全能夠保障工作面安全順利回采。因此，為了充分回收煤炭資源，提高經濟效益，需要展開優化區段煤柱的合理留設寬度的分析研究。

2 區段煤柱破壞機理及合理寬度

2.1 區段煤柱破壞類型及因素

區段煤柱的留設寬度過大，必然會造成煤炭資源的浪費；煤柱留設的寬度過小，則會因為煤柱無法承載過高的應力而致使煤柱發生破壞，并且由于無法提供穩定的承載能力而導致工作面事故發生[1-2]。

圖1 煤柱破壞類型

根據破壞原因不同，可以將煤柱破壞類型大致分為5 種，分別為剪切破壞、縱向劈裂破壞、沿弱面剪切滑移破壞、壓入底板底鼓以及塑性流動破壞[3-4]，如圖1。

如圖1（a），如果煤柱的兩側發育了具有一定深度的結構面或者裂隙，并且裂隙發育與煤柱形成一定的傾角，由于煤柱與頂底板的接觸緊密，即頂底板均為較硬的巖石，中間不含較軟巖性的夾層，若煤柱較窄，則會發生明顯的剪切破壞。當破壞深度過大，煤柱開始明顯地片幫。

如圖1（b），若區段煤柱頂底板均有軟弱巖性的夾層，則煤柱與頂底板接觸面的摩擦力較小，那么煤柱就會發生劈裂破壞，裂隙發育方向與頂底板垂直。此時，煤柱的裂隙發育不僅是表面，而且存在于內部，此時的煤柱破壞程度較大。此時若煤柱寬度較小，那么煤柱的承載性能將急劇降低，有嚴重的安全風險。

如圖1（c），若煤體內部自身就含有較大的節理或者斷層等構造，煤柱破壞通常主要沿著節理面或斷層發生剪切滑移，此時煤柱的破壞形式就是沿著構造面剪切滑移破壞。

如圖1（d），當煤柱底板巖性較軟，頂板巖性較硬時，隨著頂板壓力增大，可能出現煤柱被緩慢壓入底板的現象，此時若煤柱較窄，煤柱會被明顯壓入，進而會使巷道出現明顯的底鼓。此時煤柱的破壞類型為壓入式破壞。

如圖1（e），若頂底板巖性較硬，與煤柱有較大的摩擦力，并且煤柱外部有較高的側向約束，煤柱會發生類似的塑性流動破壞。

區段煤柱的穩定程度受外在因素和內在因素的雙重控制。內在因素主要是煤體自身強度，外在因素主要包括工作面回采的深度、煤層傾角以及回采巷道圍巖的穩定性等，其中外在因素對區段煤柱的承載穩定性影響較大。根據對3307 工作面的地質勘探以及分析可知，煤體自身強度和煤柱承受的載荷是影響煤柱穩定的關鍵因素，而其他因素，如工作面的初始應力、工作面的埋深以及該層位的地下水和地溫等對煤柱的影響較小。因此，在計算留設煤柱寬度時，首先要充分考慮重要的因素，忽略其他影響程度較低的因素。

2.2 區段煤柱合理寬度分析

隨著工作面回采，煤柱所受載荷逐漸增大，會引起煤柱幫部的破壞，因此在計算煤柱寬度時要考慮工作面開挖的影響，設該影響因子為c。同時，由于工作面機械開挖的影響，煤柱的兩側會因擾動出現不同的破壞，當煤壁破壞嚴重會引發片幫，從而降低煤柱的承載穩定性，增大回采的安全事故隱患。因此，在計算煤柱的合理留設寬度時，必須考慮采動的影響，并且根據采動的類型給出不同的參數，例如炮采的采動影響遠大于機械采煤對煤柱的影響。這里將開采擾動影響因子設為d。

綜上所述，在加入回采參數c 和開采擾動參數d 后，合理煤柱寬度的公式[5]如式（1）。

式中：B 為煤柱的合理寬度，m；L1為區段煤柱中部彈性區的寬度，m；L2為臨近回采巷道一側煤柱的彈性區寬度，m；X0為煤柱靠近采空區一側的塑性寬度，m；R0為靠近巷道一側的塑性區寬度，m；d 一般取值為1.2～2.0，這里取1.5；c 通常取值為1.2。

根據3307 工作面實際地質參數，煤層平均厚度為4.7 m，煤體內摩擦角約為30.8°，粘聚力約為2.03 MPa，煤體的單軸抗壓強度約為9.8 MPa，上覆巖層的平均容重取25 kN/m3。忽略矸石的支護阻力，帶入各項參數計算可知，煤柱的留設寬度應該為24.7 m，實際施工中應考慮設計為25 m。

3 現場區段煤柱留設效果分析

以前的工作面預留煤柱均為30 m，根據上述理論計算可知，煤柱的合理留設寬度應該為25 m。

由于工作面內有JDX6 斷層，該位置考慮進行甩刀把作業，因此在此處留設煤柱，檢驗煤柱設計寬度的合理性。

3.1 巷道變形觀測方案設計

在33072 巷內布置三個觀測點，通過分析工作面推進過程中巷道圍巖兩幫以及頂板的變形量驗證煤柱留設的效果。觀測站的設計如圖2。

圖2 巷道變形觀測點布置

兩條巷道相距25 m，觀測點2 布置在巷道中間，三個觀測點距離為10 m。通過十字布點法，在相應位置布置，在該斷面中，首先將水平方向的兩點固定好，采用楔子固定該測點，并在周圍噴涂紅色油漆，該處理方式能降低水平方向上的觀測誤差。

3.2 巷道變形特征分析

當觀測點布置好之后，隨著工作面的開挖，巷道觀測每日進行一次，直至回采結束。通過將三個點的觀測數據整理，來分析煤柱留設是否合理。觀測點1、2、3 的巷道變形特征分別如圖3、4、5 所示。

圖3 觀測點1 處巷道變形特征

由圖3 可以看出，工作面臨近巷道58 m 時巷道開始變形，起初巷道變形速率較小，小于32 m后巷道變形速率開始增大，直至最后，巷道頂板最大下沉量為77 mm，兩幫最大移近量為190 mm。頂板下沉量最大變化速率為30 mm/d，兩幫移近量最大變化速率為25 mm/d。巷道圍巖變形均在巷道允許變形范圍內。

圖4 觀測點2 巷道變形特征

由圖4 可以看出，觀測點2 的巷道變形特征與觀測點1 不同。從頂板下沉特征曲線可以看出，工作面距離觀測點52 m 時頂板開始下沉，當距離工作面31 m 時，巷道頂板下沉速率增大，最大速率為27.5 mm，最后累計頂板下沉量為190 mm，遠大于1 號觀測點。對于巷道兩幫移近特征曲線來說，工作面距離觀測點57 m 時開始變化，在距離31 m時兩幫變形速率增大，速度最大為46 mm/d，巷道兩幫移近量累計為230 mm。該處巷道斷面整體良好，但由于煤柱內部有陷落柱，巷道發生局部的片幫，片幫深度約0.5 m，但未發生嚴重的剝落現象。

圖5 觀測點3 處巷道變形特征

由圖5 可以得知，觀測點3 的頂板下沉量明顯增大且大于巷道兩幫移近量，呈現出與觀測點1 和2 不同的特征。巷道開始發生變形的時間與前兩個基本一致，約為51.60 m，當工作面距離巷道32 m時，巷道變形速率明顯增大。頂板下沉速率最大為25 mm/d，累計最大下沉量為215 mm。兩幫移近量累計為132 mm。該斷面巷道觀測期間，靠近煤柱幫部有發生局部片幫的現象，但片幫深度較淺，靠近采空區一側的巷道幫部有明顯的片幫、煤壁剝落、局部頂板破碎的現象。

通過分析三個觀測點的巷道變形特征發現，隨著工作面推進，巷道的變形量逐漸增大，當臨近巷道約30～32 m 時巷道的變形速率明顯增大。中部測點的巷道變形量最大，但未發生明顯的片幫或者冒頂的現象，僅有局部煤壁片幫，巷道整體變形在允許范圍內。工作面超前支承應力下，煤柱的承載性能以及整體性良好，證明留設25 m 的煤柱寬度是合理的，可以在后續工作面回采中推廣應用。

4 結論

（1）通過分析區段煤柱的5 種破壞類型和機理，并根據3307 工作面的實際地質參數，考慮開采時機械的影響因素以及采動的影響因素，確定煤柱留設的合理寬度為25 m。

（2）通過設計巷道內的觀測點，觀測巷道的圍巖變形來檢驗煤柱寬度的合理性，最終發現巷道在采動的影響下，發生較小的圍巖變形，煤柱幫部沒有發生明顯片幫的現象，整體性和承載性能良好，表明煤柱寬度設計合理。