厚煤层条件下留小煤柱护巷研究与应用

梁 哲

(山西省长治经坊煤业有限公司， 山西 长治 047100)

国内外诸多文献研究表明,留设小煤柱护巷能够节约煤炭资源，提高煤炭资源的采出率。但同时小煤柱宽度留设是否合理也直接影响到沿空掘巷后护巷煤柱体自身的稳定性[1-3]. 因此，有必要针对护巷煤柱宽度的合理性进行科学的研究，使其能够在起到护巷作用的同时不受采矿活动影响而发生失稳破坏。

1 工程地质概况

山西煤炭进出口集团所属某矿位于山西省长治市上党区境内，该矿井井田范围内目前所开采的一水平3号煤层平均厚度为6.3 m，煤层平均倾角为9°，属于缓斜厚煤层开采条件。3号煤层顶板由下向上依次为泥岩层(3.5 m)、细粒砂岩层(5.8 m)、粉砂岩层(4.4 m)、细砂岩层(8.8 m)，底板由上向下依次为砂质泥岩层(5.8 m)、细粒砂岩层(10.2 m). 目前一水平内正在开采1303工作面，且属于回采阶段的后期，其相邻的1305工作面已经开拓掘进完成。为提高煤炭资源采出率，提高企业经济效益，该矿在1305工作面进行工业性试验，在原有留设宽煤柱(20 m)的基础上改良煤柱宽度，进行小煤柱护巷。1305工作面平面位置关系见图1.

图1 1305工作面平面位置关系图

由图1可知，1305工作面作为工业性试验地点，其沿空侧1305轨道平巷护巷煤柱分为两部分，即原有宽煤柱(20 m)护巷段和改良后的小煤柱(5 m)护巷段。关于改良后煤柱宽度的合理尺寸留设问题，可以通过理论计算和数值模拟分析相结合的方法确定，并基于现场在1305工作面进行的工业性试验进行效果验证。

2 理论计算分析

关于1305工作面沿空侧轨道平巷护巷煤柱最优设计宽度B可由下式计算得到：

B=b1+b2+b3

(1)

式中：

b1—1303工作面回采期间对于护巷煤柱体造成的破碎区影响范围，m；

b2—沿空侧巷道煤柱帮锚杆支护有效长度，m；

b3—考虑护巷煤柱稳定性而增加的富裕宽度，取值0.2(b1+b2)，m.

式(1)中破碎区影响范围宽度b1可以基于极限平衡理论进行计算[4-5]，其具体表达情况可由下式计算得到：

(2)

式中：

m—1303回风平巷高度，m，取3.1；

A—侧压系数，取1.8；

φ0—煤体的内摩擦角，(°)，取21；

C0—煤体的黏聚力，MPa，取5.5；

k—1303采空区侧向支承应力集中系数，取3；

γ—上覆岩层的平均容重，kN/m3，取2 500；

H—1305轨道平巷的平均埋藏深度，m，取450；

Px—支护体对于煤柱帮的支护阻力，kN，取130.

根据现场工程地质条件计算可知，b1=1.9 m. 考虑到帮部锚杆长度La=2 400 mm，可知沿空侧巷道煤柱帮锚杆支护有效长度b2约为2.4 m，进而可知考虑护巷煤柱稳定性而增加的富裕宽度b3约为0.9 m.将上述计算结果代入公式(1)，可知理论计算得到的1305工作面沿空侧轨道平巷护巷煤柱最优设计宽度B取值为5.2 m.

3 数值模拟分析

3.1 三维模型的建立

为了进一步研究1305工作面沿空侧轨道平巷护巷煤柱最优设计宽度B的合理取值，采用FLAC3 D软件进行数值模拟计算。所建立的三维模型尺寸为长160 m×宽60 m×高×60 m，模型采用Mohr-Coulomb模型，模型四周采用水平位移约束，下表面采用固定位移约束。所建立的三维模型根据其上表面距离地表的平均埋深420 m可知在其上方施加均布载荷为10.5 MPa，所建立的模型情况见图2. 图2中所示三维数值模型的煤岩体力学参数情况见表1.

图2 三维数值模型图

表1 煤岩力学参数表

所建立的三维数值模型中，1305轨道平巷尺寸为宽4.0 m×高3.1 m，其具体支护参数见图3.

图3 1305轨道平巷支护方案图

图3中顶部、帮部锚杆均采用直径为20 mm、杆体长度为2 400 mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距为：顶板锚杆间距为900 mm，护巷煤柱帮锚杆间距为700 mm，实体煤帮锚杆间距为800 mm，锚杆排距均为800 mm；顶板中锚索布置形式采用两根直径为17.8 mm、杆体长度为7 300 mm的钢绞线锚索，锚索间排距为：锚索间距为160 mm，锚索排距均为2 400 mm. 1303采空区根据实际情况宽度取值为180 m.

依据图3所建三维数值模型，分别模拟研究不同护巷煤柱宽度下1305轨道平巷围岩内的应力和位移演变规律。不同护巷煤柱宽度条件下的数值模拟方案见表2.

表2 不同护巷煤柱宽度数值模拟方案表

3.2 护巷煤柱内应力分布规律

对不同护巷煤柱宽度下煤柱体内的垂直应力进行了模拟研究，模拟结果见图4.

图4 不同护巷煤柱宽度下垂直应力分布规律图

由图4可知，随着护巷煤柱体宽度从3 m增大至10 m的过程中，煤柱体内的峰值应力也相应的增大，且峰值应力整体靠近煤柱帮侧。同时可知，当煤柱体宽度在3～5 m时，煤柱体内的峰值应力不大于9.0 MPa，远小于原岩应力值，这表明此时煤柱体内整体处于塑性状态，没有积聚较高的弹性应变能，煤柱体整体受力环境较好。随着煤柱体宽度的进一步增加，煤柱体内因为开始存在弹性区而能够承载较高的垂直应力，但由于煤柱体宽度较小，很容易在较高的垂直应力作用下因积聚较高的弹性应变能而发动失稳破坏，因此基于不同宽度煤柱体内的垂直应力演变规律，可以确定最合理的煤柱体宽度不应大于5 m.

3.3 护巷煤柱内水平位移分布规律

对不同护巷煤柱宽度下煤柱体内的水平位移进行了模拟研究，模拟结果见图5.

图5 不同护巷煤柱宽度下水平位移分布规律图

由图5可知，不同宽度煤柱体内水平位移分布呈现出向1305轨道平巷侧和1303采空区侧不同的变形规律。由图5b)可知，向1305轨道平巷侧水平位移峰值在煤柱体宽度从3 m增大至4 m的过程中最大水平位移量急剧增加，之后随着煤柱体宽度增加其相应的最大水平位移量呈线性比例关系增加，可见煤柱体宽度越小，其向1305轨道平巷侧的最大水平位移量也相应越小。由图5c)可知，向1303采空区侧水平位移峰值在煤柱体宽度从3 m增大至5 m的过程中最大水平位移量急剧增大，随后随着煤柱宽度的进一步增加而最大水平位移量缓慢减小，但煤柱体最大水平位移量均不超过30 mm，变形量较小。综上分析可知，采用宽度不大于5 m的煤柱体从水平位移的角度看能够满足设计要求。

4 现场工业性试验

当1305轨道平巷开掘支护后，分别在原有宽煤柱(20 m)护巷段和改良后的小煤柱(5 m)护巷段设置间隔50 m的3组测站进行巷道围岩矿压监测，监测结果平均值见图6.

图6 巷道围岩矿压监测结果图

由图6a)可知，巷道围岩稳定后顶底板平均移近量为46 mm，两帮平均移近量为55 mm，整体围岩平均移近量较小，能够满足生产安全需求。由图6b)可知，巷道围岩稳定后顶底板平均移近量为23 mm，两帮平均移近量为69 mm，与原有宽煤柱(20 m)护巷段围岩矿压监测结果相一致，说明改良煤柱宽度至5 m后依旧能够起到对1305轨道平巷的护巷效果，且整体围岩平均移近量较小，护巷效果良好。

5 结 论

1) 基于极限平衡理论计算出1303采空区侧向破碎区影响范围宽度b1等于1.9 m，沿空侧巷道煤柱帮锚杆支护有效长度b2约为2.4 m，进而可知考虑护巷煤柱稳定性而增加的富裕宽度b3约为0.9 m，综合计算得知1305工作面沿空侧轨道平巷护巷煤柱最优设计宽度B取值为5.2 m.

2) 数值模拟结果表明随着护巷煤柱体宽度从3 m增大至10 m的过程中，煤柱体内的峰值应力也相应的增大。当煤柱体宽度在3～5 m时，煤柱体内的峰值应力不大于9.0 MPa，远小于原岩应力值，可以确定最合理的煤柱体宽度不应该大于5 m；向1303采空区侧水平位移峰值在煤柱体宽度从3 m增大至5 m的过程中最大水平位移量急剧增大，但煤柱体最大水平位移量均不超过30 mm. 综上分析可知，采用宽度不大于5 m的煤柱体从水平位移的角度能够满足设计要求。

3) 原有宽煤柱(20 m)护巷段围岩矿压监测结果可知，巷道围岩稳定后顶底板平均移近量为46 mm，两帮平均移近量为55 mm；改良后的小煤柱(5 m)护巷段围岩矿压监测结果可知，巷道围岩稳定后顶底板平均移近量为23 mm，两帮平均移近量为69 mm. 说明改良煤柱宽度至5 m后依旧能够起到对于1305轨道平巷的护巷效果。