堅硬頂板回采巷道礦壓顯現規律及煤柱優化

華照來 程利興 任建超 馮裕堂 劉茂福 汪占領

摘 要：為研究淺埋深堅硬厚頂板條件下合理護巷煤柱寬度，依據現場實測數據分析了工作面回采全過程圍巖應力響應特征，研究了煤柱應力分布演化規律，采用數值模擬軟件建立了不同煤柱寬度二維離散元模型，探討了不同煤柱寬度條件下圍巖應力與塑性區的分布規律。結果表明：煤柱側向懸頂是造成巷道圍巖應力響應強烈的主要原因，滯后工作面124～405.6 m頂板不同層位巖層運動強烈，靠近煤柱側頂板錨桿（索）受力變化大，最大變化幅度達54 kN，滯后工作面距離大于405.6 m時錨桿（索）受力基本趨于穩定；巷道圍巖變形以底鼓為主，且底鼓量占頂底板移近量的95%以上；煤柱應力分布呈“單峰型”分布特征，峰值應力分布在8～14 m范圍內，采用理論計算得出了煤柱臨界寬度為17.6 m；數值模擬表明煤柱寬度為18 m時，煤柱應力及塑性區分布均可滿足保持巷道穩定的要求，理論計算與數值模擬綜合分析確定了類似條件下合理煤柱寬度為18 m，并依據頂板巖層分布特征，提出了“支護-卸壓”協同控制技術進一步優化煤柱寬度的思路及建議。關鍵詞：堅硬厚頂板；動壓巷道；煤柱優化；采動應力中圖分類號：TD 353

文獻標志碼：

A

文章編號：1672-9315（2023）06-1063

-08

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2023.0604開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

Mine pressure behavior? law and coal? pillar optimization

in hard roof mining roadway

HUA Zhaolai1，CHENG Lixing2，3，REN Jianchao1，FENG Yutang1，LIU Maofu1，WANG zhanling2，3

（1.Shaanxi Shanmei Caojiatan Mining Co．，Ltd．，Yulin 719000，China；

2.CCTEG Coal Mining Research Institute，Beijing 100013，China；

3.Coal Mining and Designing Department，Tiandi Science and Technology Co．，Ltd．，Beijing 100013，China）

Abstract：In order to study the reasonable roadway pillar width under the condition of shallow buried deep hard thick roof，the response characteristics of surrounding rock stress during the whole mining process of the working face were analyzed based on the field measured data，and the evolution law of coal pillar stress distribution was studied.A two-dimensional discrete element model with different coal pillar widths was established by using numerical simulation software，and the distribution law of surrounding rock stress and plastic zone under different coal pillar widths was discussed.The results show that the lateral suspension of the coal pillar is the main reason for the strong stress response of the surrounding rock of the tunnel.The rock strata at different layers of the 124～405.6 m? lagging working face roof move strongly，and the force of the anchor rod and cable near the coal pillar side roof changes greatly，with a maximum amplitude of 54 kN.When the lagging working face distance is greater than 405.6 m，the force of the anchor rod and cable tends to be stable basically.The deformation of the surrounding rock of the tunnel is mainly caused by floor heave，and the amount of floor heave accounts for over 95% of the displacement of the top and bottom floors.The stress distribution of the coal pillar exhibits a “single peak” distribution feature，with peak stress distribution within the range of 8～14 m.Theoretical calculations have shown that the critical width of the coal pillar is 17.6 m；Numerical simulation shows that when the width of the coal pillar is 18 m，the distribution of stress and plastic zone in the coal pillar can meet the requirements of maintaining tunnel stability.Theoretical calculation and numerical simulation comprehensive analysis have determined a reasonable coal pillar width of 18 m under similar conditions.Based on the distribution characteristics of the roof strata，the support and unloading collaborative control technology has been proposed to further optimize the width of the coal pillar.Key words：hard and thick roof；dynamic pressure roadway；coal pillar optimization；mining-induced stress

0 引 言隨著煤礦機械化水平的提高，煤炭資源的開采強度逐漸增大，對煤炭資源的回收率也要求的更高［1-2］。護巷煤柱是工作面上覆巖層壓力的主要承載體，合理的煤柱尺寸不僅能提高煤炭資源回收率，也能起到較好的圍巖穩定性控制的作用［3-5］。目前對于煤柱寬度研究的理論和方法較多，在該領域的研究也取得了豐碩的研究成果。何富連等以馬道溝煤礦8201工作面為研究背景，采用理論計算、實測數據分析以及數值模擬方法確定了窄煤柱尺寸，并開展了井下試驗［6］；石崇等建立了三維離散元模型研究了付村煤礦不同煤柱寬度條件下圍巖變形及應力分布規律，結合理論計算確定了小煤柱留設尺寸［7］；王德超等基于一種新型煤柱側向支承壓力監測方法研究了煤柱應力分布規律，結合數值模擬方法確定了區段煤柱合理留設寬度［8］；李少剛等對極淺煤層采動應力分布規律進行了研究，分析了不同影響區內側向支承壓力分布特征，結合數值模擬確定了合理的煤柱尺寸［9］；張宏等通過采用水力壓裂方式，降低工作面雙巷掘進巷道圍巖應力水平，結合理論計算與礦壓規律分析等方法，確定了合理煤柱尺寸，實現了窄煤柱工作面的順利回采［10-11］。對于煤柱尺寸的研究涉及了不同的煤層賦存條件及研究方法等，但是不同礦井的地質條件存在較顯著的差異性，尤其是頂板巖層對煤柱變形及應力響應特征存在顯著影響［12-16］，導致煤柱尺寸理論計算的應用受到限制。陜北礦區以煤層厚度大、圍巖強度高等著稱［17-21］，頂板以堅硬厚砂巖為主，煤柱需經歷多次采動影響，導致護巷煤柱合理寬度確定存在一定困難。基于此，以曹家灘煤礦122108工作面膠輔運巷護巷煤柱為研究背景，開展詳細的礦壓規律研究，分析工作面回采過程中回采巷道圍巖礦壓顯現規律，結合數值模擬與理論分析，確定該條件下的合理煤柱寬度，以期為該礦井煤柱尺寸優化及巷道圍巖變形控制提供指導作用。

1 工程背景曹家灘煤礦是陜北礦區典型的特大型現代化礦井，設計生產能力25 Mt/a。主采煤層為2-2煤，煤層厚度8.04～13.06 m，平均煤厚11.22 m，埋深255～338 m。122108工作面采高6.0 m左右，工作面寬度280 m，工作面走向長度5 962 m，膠運巷與輔運巷煤柱寬度為20 m，輔運巷除作為本工作面輔助運輸、進風外，還作為下一工作面回風巷使用，服務周期較長。

圖1為122108工作面輔運巷附近2個鉆孔局部巖層分布，工作面頂板以堅硬厚砂巖層為主，現場深孔測試結果顯示，頂板60 m范圍內以粉砂巖、細砂巖和粗砂巖為主，平均厚度10 m以上，平均強度55 MPa以上，頂板砂巖具有巖層厚度大、強度高的特點。因此，留巷期間受側向支承壓力影響，礦壓顯現較為強烈，輔運巷局部地段無法正常使用，需進行巷道底板加固和起底。

2 動壓巷道礦壓顯現規律分析

2.1 礦壓測站布置為獲取工作面回采過程中輔運巷及煤柱圍巖應力響應特征，在122108工作面輔運巷1 480 m里程布置一個礦壓測站，如圖2所示，主要監測錨桿（索）受力、煤柱垂直應力。在煤柱幫安裝9個鉆孔應力計，安裝深度分別為2，4，6，8，10，12，14，16，18 m。

2.2 錨桿（索）受力變化特征

圖3為錨桿（索）受力變化特征。從圖3可以看出，超前工作面距離大于85 m時，尚未受超前采動影響，錨桿（索）受力變化較小；超前工作面距離小于85 m時開始受采動影響，頂板錨索1以及頂板錨桿5受力增幅較為顯著；滯后工作面距離小于42 m時，錨桿（索）受力變化程度明顯增強，尤其是頂板錨索1受力最為突出，表明此階段采空區直接頂活動增強，增大了臨空側錨桿（索）受力。

當測站滯后工作面距離大于42 m時，錨桿（索）受力呈現顯著的變化特征，錨桿2與錨桿5受力顯著增大，最大增幅為15 kN，隨后錨桿2基本呈穩定增長變化趨勢。當滯后工作面124 m時，煤柱側頂板錨桿3受力出現受力急劇衰減，由60 kN衰減至6 kN，降幅達54 kN，表明在滯后工作面42～124 m內，頂板巖層活動產生的動壓影響，導致錨桿3錨固段受到損傷，錨桿軸向承載能力迅速衰減。在滯后工作面292.8 m及405.6 m時頂板錨桿5受力顯著增大，頂板錨索1受力由96.5 kN衰減至84.3 kN，表明煤柱側向采空區頂板巖層活動逐漸減弱并趨于穩定狀態。頂板錨索2初始張拉力明顯較大，其變化規律與錨索1基本一致，但變化幅度不突出。因此，針對曹家灘煤礦堅硬厚頂板而言，留巷巷道圍巖受煤柱側向支承壓力影響周期較長。

錨桿（索）受力表明，在滯后工作面42 m范圍內直接頂活動劇烈，圍巖應力響應相對突出；在滯后124～405.6 m內頂板高位巖層運動，對巷道圍巖應力影響顯著；在滯后工作面距離大于405.6 m時錨桿（索）受力基本趨于穩定，表明122108工作面煤柱側向采空區不同層位頂板結構的破斷對巷道支護體產生不同的承載響應特征，通過支護體受力在一定程度上可以反演分析頂板巖層活動以及圍巖應力響應規律。

2.3 巷道圍巖表面位移演化規律圖4測站為輔運巷圍巖表面位移變化曲線，從圖4可以看出，在超前工作面300～90 m左右兩幫幾乎沒有發生變形，底板變形基本呈現為逐漸增長趨勢，超前工作面距離小于89.9 m時兩幫以及頂底板變形開始呈現逐漸增大趨勢，滯后工作面21.9 m時表面圍巖變形速率明顯增大，隨后兩幫保持較低的變形速率。頂底板變形與兩幫相比具有顯著差異性，頂底板移近量呈現顯著增大趨勢，巷道變形主要表現為頂底板移近，尤其是以底板隆起變形為主，在滯后工作面99.6 m以及滯后390 m左右時，底板變形速率明顯增大。在觀測期間內兩幫內擠變形量56 mm，頂底板移近量468 mm，其中底板變形占到頂底板移近量的95%以上，主要是在滯后工作面階段，煤柱側向采空區頂板巖層運移狀態變化，對煤柱產生了不同程度的側向支承壓力影響，造成底板呈現顯著的應力型底鼓。

2.4 煤柱應力響應特征護巷煤柱的合理留設及穩定性在控制巷道整體穩定性方面起著極為關鍵的作用，不同寬度煤柱其應力分布特征存在顯著差異性。當煤柱寬度大于臨界寬度時，煤柱應力分布呈現非對稱“雙峰型”分布特征，煤柱兩側峰值區域內煤體承受高應力作用，兩峰值間的煤體處于彈性區，具有較好的承載能力，此時煤柱寬度可以進一步減小，使煤柱兩側應力峰值區逐漸靠近，并出現交叉與重合。當煤柱寬度小于臨界煤柱寬度時，煤柱應力呈“單峰型”分布特征，煤柱均處于峰值應力區，此時煤柱寬度優化的空間較小。

圖5（a）為煤柱應力變化突出位置處的應力分布特征，在整個應力變化過程中，在超前工作面時呈現一定的“雙峰型”特征，隨滯后工作面距離增大，煤柱應力呈“單峰型”分布，其應力峰值位置主要分布在8～14 m，且隨著工作面回采，煤柱不同深度處應力逐漸增大。

圖5（b）為滯后工作面距離大于200 m時不同深度處煤柱應力分布特征，不同深度處應力差小，12 m深度處在滯后工作面500 m開始應力明顯減小，由于煤柱應力峰值主要集中在該區域內，造成煤體完整性及承載能力降低。受煤柱側向懸頂的影響，不同深度處煤柱應力穩定后仍然保持較高的應力水平，對煤柱以及巷道圍巖穩定產生較大影響。

從圖5可以看出，煤柱峰值應力基本分布在8～14 m內，煤柱靠近122108工作面采空區側2 m范圍內受懸頂結構影響顯著，應力出現小幅度增大，但整體呈現“單峰型”分布，該條件下煤柱寬度不宜進行大尺度的優化。

3 合理煤柱寬度優化分析

3.1 煤柱寬度計算根據煤柱的靜載荷集度等于煤柱強度的方法，采用Bieniawski計算公式進行計算煤柱強度，從而可得臨界煤柱寬度計算公式為［22］

ρgH1+

BW′

=0.235 7σc0.64+0.36

W′M

（1）

式中 ρ為頂板上覆巖層平均視密度，kg/m3；H為平均埋深，m；σc為煤體單抽抗壓強度，MPa；g為重力加速度，g=9.8 N/kg；M為工作面采高，m；B為煤柱承載覆巖寬度，m。

依據曹家灘煤礦地質條件及地質力學測試，工作面與周期斷裂線距離lx計算公式為

lx

=

12γMLC0L′ξ（1+v）

E［h-mz（Kc-1）］

（2）

式中 L為工作面長度，280 m；M為基本頂巖層厚度，10 m；mz為直接頂巖層厚度，5 m；h為煤層厚度，11 m；γ為巖層容重，25 kN/m3；E為煤體彈性模量，2.41 GPa；v為泊松比，0.195；Kc為采空區矸石碎脹系數，1.2；C0為相鄰工作面初次來壓步距，55 m；L′為周期來壓步距，15 m；ξ為煤體裂隙發育相關系數，0.75。將以上參數代入式（2），計算得lx為5.1 m。

煤柱體除了要承載一半的頂板巖層質量外，還要承載一部分的采場基本頂結構及其覆巖的質量，因此則有

B=Ax/2+klx

（3）

式中 Ax為巷道寬度，6.1 m；lx為工作面與周期斷裂線距離，5.1 m；k為煤體載荷集中系數，3.2；σc取值23.89 MPa，ρ取值1.45 t/m3；H為平均埋深，取值340 m，將上述數據代入式（1）式（3），計算得到臨界煤柱寬度為17.6 m。

從上述計算可知，該條件下的臨界煤柱寬度為17.6 m，取整數后煤柱寬度取值18 m較為合適。

3.2 數值模擬分析

3.2.1 數值模擬方案為了更好的研究該礦井條件下的合理煤柱寬度，采用UDEC模擬軟件建立工程尺度數值計算模型，分析煤柱寬度為15，18，20和25 m條件下巷道圍巖應力和塑性區分布規律。二維模型的邊界條件為底部采用固支，上部為自由邊界。

3.2.2 煤柱垂直應力分布圖6為4種煤柱尺寸下的垂直應力分布，左側巷道表示122108工作面輔運巷，右側巷道為122108工作面主運巷。

從圖6可以看出

1）當煤柱寬度為15 m時，122108工作面回采過后，煤柱靠近輔運巷道一側最大垂直應力超過25 MPa，應力集中系數超過3，該區域主要集中在輔運巷兩側2～3 m范圍內；煤柱垂直應力20～25 MPa的區域較大，高應力基本貫穿了15 m煤柱區域，導致煤柱均處于高應力狀態。

2）當煤柱尺寸增大到18 m時，高應力集中區未貫穿整個煤柱，煤柱內20～25 MPa應力的區域明顯減小，且集中應力多分布在煤柱9～13 m區域內，受上部垮落巖層影響，臨空側煤體側向支承壓力增大，相比15 m煤柱寬度，煤柱側向支承壓力影響范圍顯著減小。3）當煤柱尺寸增大到20 m時，煤柱內20～25 MPa應力的區域大幅度收縮，僅存在于臨近回采巷道的區域，受122108工作面回采影響，20～25 MPa集中應力多分布在主運巷左上方區域內，上部巖層垮落增大了臨空側煤體的壓力，相比

15 m煤柱寬度，高應力區域減少了67%左右。4）25 m煤柱寬度下垂直應力分布形態與20 m煤柱基本相同，但隨著煤柱寬度增大，高于20 MPa的應力區域僅分布于兩側煤柱幫3～5 m范圍內，煤柱內部存在20 m左右的相對較低的應力分布區，采用25 m煤柱的話將造成了大量的煤炭資源浪費。

3.2.3 煤柱塑性區分布圖7為不同煤柱寬度條件下巷道圍巖塑性區分布特征，由塑性區分布特征可知，不同煤柱寬度條件下，巷道圍巖塑性區分布存在顯著差異性，122108工作面回采后，煤柱寬度為15 m時，122108主運巷和輔運巷之間煤體塑性區基本連通，導致煤柱裂隙較為發育，完整性急劇降低；當煤柱寬度為18 m時，主運巷和輔運巷之間煤體塑性區未連通，塑性區主要分布在煤柱上方頂煤區域，彈性承載區寬度約為5 m，煤柱穩定性較好；當煤柱寬度為20 m時，輔運巷煤柱塑性區明顯減小，塑性區未發生連通，且主運巷和輔運巷之間煤體出現8 m彈性區，表明在一次采動影響下，煤柱內部存在較為穩定的核心承載區，當煤柱寬度為25 m時，彈性區12 m，即隨煤柱尺寸進一步增加，彈性區顯著增大，煤柱穩定性提高，但也造成了大量的煤炭資源浪費。從節約煤炭資源和安全方面考慮，煤柱寬度為18 m時較為合適。

因此，依據數值模擬分析，當煤柱寬度大于15 m時，煤柱均具有較為穩定的核區，有利于保持煤柱的穩定性。當煤柱寬度為18 m時，煤柱內部應力及塑性區分布完全滿足保持巷道穩定的要求，且二次采動后煤柱已經完全處于采空區內，不需要再考慮留巷問題。結合前述理論計算煤柱臨界寬度為17.6 m，因此，從提高煤炭回收率及圍巖穩定性方面考慮，采用18 m煤柱寬度較為合適。

3.3 煤柱優化與圍巖控制建議曹家灘煤礦頂板巖層以堅硬厚巖層為主，留巷階段易在輔運巷煤柱側向采空區附近形成懸頂結構，輔運巷在整個服務周期內要經歷本工作面超前支承壓力影響，本工作面側向支承壓力影響以及下一工作面超前支承壓力影響，因此在該區段內頂板巖層懸頂產生的側向支承壓力將是造成巷道圍巖變形的主要影響因素。從圖1可以看出，122108工作面附近頂板巖層分布均為粉砂巖、細砂巖以及粗粒砂巖等，且巖層厚度大，平均強度在55 MPa以上，堅硬巨厚頂板砂巖易造成煤柱側向采空區形成大尺度懸頂結構，導致輔運巷及煤柱均呈現不同程度的礦壓顯現特征。頂板水力壓裂卸壓可有效解決懸頂結構影響，水力壓裂作為一種卸壓技術在煤礦堅硬頂板治理中發揮了重要作用，文獻［23-27］研究表明，水力壓裂卸壓后可有效降低煤柱應力，減小動壓作用下回采巷道礦壓顯現程度，因此，依據曹家灘煤礦地質條件，采用水力壓裂卸壓的方式，減小煤柱側向懸頂尺度，可進一步優化煤柱寬度，結合加強巷道支護參數優化，提高巷道圍巖穩定性，形成“支護-卸壓”協同控制技術體系。

4 結 論

1）煤柱側向采空區懸頂結構是造成曹家灘煤礦圍巖應力響應強烈的主要原因，滯后工作面124～405.6 m時頂板不同層位巖層運動較為強烈，支護體受力變化較突出，巷道圍巖變形以底鼓為主，且底鼓量占頂底板移近量的95%以上。

2）受煤柱側向采空區懸頂作用影響，煤柱應力分布呈“單峰型”，峰值應力分布在8～14 m范圍內，結合理論計算得出煤柱臨界寬度為17.6 m。3）采用數值模擬綜合分析了煤柱應力與塑性區分布特征，確定了合理煤柱寬度為18 m，并依據頂板巖層分布特征，提出了“支護-卸壓”協同控制技術思路，以期為曹家灘煤礦動壓巷道煤柱優化與圍巖控制技術提供指導。

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（責任編輯：劉潔）