龐龐塔煤礦傾斜特厚煤層區段煤柱合理尺寸研究

劉劍虹

（霍州煤電集團呂臨能化有限公司龐龐塔煤礦，山西 臨縣 033200）

0 引 言

隨著煤礦綜合機械化開采水平的不斷提升，越來越多的厚煤層開始采用綜合機械化放頂煤開采技術進行開采。由于綜放開采技術的煤炭資源回收率較低，因此區段煤柱的選取應盡可能避免過寬[1]。區段煤柱不僅可以有效隔絕采空區，還起到保護下區段工作面巷道穩定性的作用，對于煤礦的安全生產及經濟效益影響較大。若區段煤柱過窄，雖然煤炭資源的回收率大幅度提高，但過窄煤柱的穩定性及承載能力較差，容易失穩導致巷道破壞及采空區有害氣體溢出；而過寬的煤柱會使煤炭資源浪費嚴重，且巷道所處的應力環境較差[2-4]。為此，眾多學者對合理煤柱寬度的選取進行了深入研究，謝廣祥等[5]以綜放沿空留巷開采為研究背景，指出在一般厚度煤層進行綜放開采時，窄小的煤柱可以有效保證巷道的穩定性。劉金海[6]等通過理論計算、數值模擬及現場實測相結合的方法，分析了深井綜放開采不同煤柱寬度的護巷效果，得出合理的煤柱寬度為5.0～7.2 m。劉增輝等[7]通過研究表明，合理煤柱寬度的選取依據為使巷道避開側向支承應力峰值的范圍。綜上可知，合理的煤柱寬度應同時具備保證巷道穩定性及提高煤炭資源回收率的作用。本文以龐龐塔煤礦9-301 綜放工作面為工程背景，通過現場實測及數值模擬等方法，對合理煤柱寬度的選取進行研究。

1 工程概況

龐龐塔煤礦現主要開采煤層為5 號和9 號煤，其中9 號煤層賦予太原組中下部，上距5 號煤層40.90～56.15 m，平均50.63 m，煤層賦存穩定，結構復雜，含一至二層夾矸，平均煤厚為11.8 m，屬特厚煤層，煤層傾角為12°～36°，平均24°，為緩傾斜煤層。采用綜采放頂煤的方法進行開采，機采高度3.2 m，放煤厚度8.6 m，一采一放，采用單輪順序放煤方式，采放比1∶2.69。

9-301 工作面對應地表范圍內北部為我礦煤場及保安煤柱，中部為104 省道連接的龐龐塔溝內公路、龐龐塔溝內季節性河流，且龐龐塔村內公路北面部分陡坎較陡，東部為現回采的9-700 工作面對應地表。9-301 工作面井下位于三采區，工作面北部為西區暗斜井系統，南部為井田邊界，西部為正在施工的9-103 工作面，東部為9-700 工作面，上部為5 號煤5上-108、5-101 采空區。該工作面呈一單斜構造，傾向為東西向，走向為南北向，工作面長度為202 m，含炭質泥巖偽頂，平均厚度為0.1～1 m；直接頂為泥質灰巖，平均厚度5～7 m；老頂為砂質泥巖，平均厚度6～9 m；直接底為泥巖，平均厚度1～2 m；老底為細粒砂巖，平均厚度1～3 m。煤層頂底板具體巖性情況見表1。

表1 煤層頂底板結構

目前該礦區段煤柱的留設寬度為40 m 左右，僅是憑經驗進行設計，并無合理科學依據。為了在保證礦井安全高效回采的前提下，盡可能的提高煤炭資源回收率，需對區段煤柱的留設尺寸進行優化研究。

2 現場實測分析

2.1 實測方案

通過鉆孔應力測試及窺視，對工作面回采前后的煤柱內部應力及破壞情況進行分析，為后續的數值模擬提供依據。在9-301 軌道巷距工作面50 m 及70 m 處布置2 組應力觀測孔，鉆孔均布設在煤柱體內，每組6 個鉆孔，共計12 個。超前工作面50 m 的6 個鉆孔為第1 組，編號為1-6 號；70 m 處為第2組，編號為7-12 號，每組鉆孔沿水平布置，孔口距巷道底板1.7 m，第1 個鉆孔深度為3 m，往后以此3 m遞增，最后1 個鉆孔深度為18 m，鉆孔直徑35 mm，孔間距為2 m。窺視孔布置在距工作面50 m 處的煤柱內，孔口位于應力觀測孔下方，距巷道底板1.2 m，鉆孔直徑40 mm，孔深均為18 m，孔間距5 m。觀測方案的鉆孔布置平面、剖面如圖1 所示。

圖1 觀測站鉆孔布置圖

2.2 沿推進方向煤柱應力分布規律

第1 組測站中的初始應力，最小值位于3 m 孔深處，其余位置的應力值變化不大，位于3.8～5.3 MPa 之間。隨著工作面的回采，3 m 孔深出的應力值逐漸增大，峰值為4.7 MPa，當工作面推進至距測站15 m 處時，應力值開始減小，表明此時煤柱遭到破壞，應力逐漸轉移至煤柱深部。而孔深6 m 及9 m 處的煤體應力增值較大，最大值為10.8 MPa，此時工作面推進至距測站10 m 處，隨后逐漸減小。15～18 m孔深處的應力也隨著工作面的推進逐漸增加，但增幅不明顯，其變化曲線如圖2 所示。

圖2 第1 組測站應力變化曲線

第2 組測站在工作面推進至第1 組測站時開始觀測，其應力變化曲線見圖3。其中3 m 孔深處的最大應力值為5.7 MPa，此時測站距工作面10～15 m，而當工作面推進距測站5 m 處時，應力大幅度降低，表明此時煤柱內側3 m 范圍內的煤體已進入屈服狀態，失去了足夠的承載能力，使得壓力向深部煤體轉移。鉆孔6 m 深度之后的應力值都呈現為先增加后減小的變化規律，基本都在測站距工作面10 m 處時開始降低。綜合2 組鉆孔應力觀測結果可知，工作面采動超前支承壓力峰值位于距工作面10 m 左右的范圍內，煤柱內3～6 m 范圍的煤體破壞較嚴重。

圖3 第2 組測站應力變化曲線

2.3 沿煤柱內側應力分布規律

根據煤柱應力沿工作面推進方向的變化規律，在距工作面3、10、50 m 處時，沿煤柱側向分析煤柱內部的應力變化規律，其變化曲線見4 圖。不同距離下應力沿煤柱寬度方向的分布形狀基本都呈馬鞍型，工作面推進至距測站50 m 處時，各測點的應力值基本都保持在4.4 MPa，為原巖應力；推進至距測站10 m 處時，各測點的應力值最大，工作面推進至3 m 處時，煤體破壞卸壓。測站距工作面10 m 處時，煤柱內側距煤壁0～3 m 的范圍內應力低于原巖應力，表明該區域煤體已破碎；距煤壁3～6 m 范圍的煤體應力逐漸增大，最大值為9.7 MPa，為裂隙發育區；6～18 m 范圍內的應力逐漸降低至5.9 MPa，為彈性核區。根據應力觀測結果可知，煤柱內存在彈性核區，其寬度大致為26m 左右，資源浪費較嚴重。

圖4 煤體側向支承壓力分布曲線

2.4 煤柱變形破壞分析

在煤柱內布置窺視孔，對其內部的裂隙發育特征進行分析，窺視結果如圖5、圖6 所示。A1 窺視孔距孔口1.1 m 處有較多的橫向裂隙發育，2.2 m 之后圍巖完整性逐漸提高；A2 窺視孔內的縱向裂隙發育較少，多為橫向裂隙；A3 窺視孔內的縱向裂隙較多，距孔口0.8 m 處出現圍巖膨脹變形的現象；B1 窺視孔的縱向裂隙主要分布在1.4～1.7 m 深度內，距孔口0.5 m 處圍巖膨脹變形；B2 窺視孔內的縱向裂隙發育明顯，深度在0.8～1.2 m 范圍的圍巖變形量較大；B3 窺視孔內的裂隙主要集中在0.6～1.1 m 的范圍內。

圖5 A 點窺視結果

圖6 B 點窺視結果

通過3 個窺視鉆孔觀測得出，煤柱3 m 內的裂隙較為發育，6 m 之后基本為原生裂隙，發育不明顯，孔口向里1.8 m 范圍內的煤體變形破壞程度較高，由于巷道為全煤巷，且斷面較大，在采動支承壓力的作用下，靠近巷幫的煤體產生較多縱向裂隙，發育程度高。在煤柱內6～18 m 深處，煤體較為完整，存在有少量的橫向裂隙，但發育程度較低，為煤柱內的彈性核區。

3 煤柱尺寸的數值模擬分析

3.1 模型建立

根據上述分析，目前留設的區段煤柱寬度較寬，需對其尺寸進行優化，依據現場實際工程地質條件，通過FLAC3D模擬軟件建立數值計算模型，模擬分析煤柱寬度分別為20、25、35、40 m 的條件下，工作面回采后煤柱內部的應力分布情況。模型尺寸為：長×寬×高= 500 m×400 m×300 m，模擬中煤巖體的物理力學參數見表1，本構關系采用摩爾庫倫準則。

3.2 模擬結果分析

當煤柱寬度為20 m，工作面回采后應力重新分布，兩側采空區的側向支承應力峰值完全重疊，使得煤柱失去了承載能力，塑性破壞較嚴重。從支承應力分布圖上可以看出，由于煤柱發生破壞失穩，承載的應力較低且呈均勻分布，2 個采空區的塑性破壞區貫通，導致煤柱無法保護下區段的正常安全回采，因此該寬度的區段煤柱不可取。煤柱寬度達到25 m后，煤柱內部出現了一定范圍的彈性核區，但面積不大，巷幫支護錨桿的錨固端不穩定，不利于巷道維護。隨著煤柱寬度的繼續增大，煤柱中部的彈性核區范圍也逐漸擴大，當煤柱寬度增加到35 m 時，煤柱內側整體的應力呈馬鞍形分布，表面此時煤柱的穩定性好，承載能力強。煤柱寬度在35～40 m 時，煤柱的彈性核區進一步增大，巷道圍巖穩定，但寬度較大，造成了資源浪費。不同煤柱下的支撐壓力分布如圖7 所示。

表1 煤巖物理力學參數測定結果

圖7 不同煤柱尺寸下的支承壓力分布

由以上分析可知煤柱寬度為25～35 m 時可以滿足工作面安全生產需求，為了進一步優化煤柱寬度，取其中間值30 m 進行模擬分析，煤柱內部的應力近似呈馬鞍形分布，穩定性好，煤柱靠近上區段采空區側的塑性區寬度約為7 m，靠近本工作面側煤柱的塑性區寬度約為5 m，且巷道圍巖穩定性好，滿足礦井的安全高效生產。

4 工程實踐分析

4.1 巷道支護方式

根據數值模擬結果，龐龐塔煤礦9 號煤層工作面間區段煤柱的合理寬度為30 m，根據傾斜煤層煤柱及巷道圍巖應力分布特征，對巷道支護進行設計。留設30 m 煤柱后掘進9-3011 巷，該巷為9-301 工作面的正巷，主要用途是進出設備材料、通風和行人，設計為矩形斷面，巷道毛寬5.2 m，凈寬5.0 m，巷中毛高3.6 m，凈高3.5 m。采用錨網梁+單體錨索支護，頂部選用φ22 mm×2 500 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，幫部選用φ20 mm ×2 000 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿間距800 mm、排距800 mm；頂部每2.4 m 布置1 組φ21.8 mm×12.3 m 錨索，1 組3 根，每組錨索間距為1 500 mm。

4.2 區段煤柱護巷效果分析

為驗證30 m 煤柱的護巷效果，在9-3011 巷布置測站，采用多點位移計對相鄰工作面回采過程中本巷道圍巖的變形情況進行為期48 d 的監測分析。監測結果如圖8 所示。

圖8 圍巖位移監測曲線

由圖8 可知，受側向支承應力及煤層傾角的影響，巷道的變形主要集中于底板，其次為頂板，其中底板最大變形量為210 mm，頂板最大變形量為82 mm，煤柱側巷幫（上幫）的最大變形量為52 mm，圍巖整體變形量小，滿足工作面正常生產需求。

5 結 論

1）根據現場鉆孔應力實測得出，隨著工作面的回采，煤柱內的應力呈先增大后減小的趨勢，其應力峰值位于距工作面10 m 左右的范圍內。此時煤柱內側距煤壁表面0～3 m 為破碎區，向內側應力增高，最大值為9.7 MPa，距煤壁6 m，煤柱內存在26 m 左右的彈性核區。

2）通過數值模擬得出，煤柱寬度達到25 m 時，煤柱內出現彈性核區，但范圍小不利于巷道維護；煤柱寬度為25～35 m 時可滿足工作面正常生產，為減少煤炭資源浪費，合理的區段煤柱寬度應取30 m。

3）根據數值模擬結果，工作面間留設30 m 寬度煤柱后，對9-3011 巷的支護進行了設計，現場應用結果表明，底板最大變形量為210 mm，頂板最大變形量為82 mm，煤柱側巷幫（上幫）的最大變形量為52 mm，圍巖整體變形量小，滿足工作面正常生產需求。