丁自偉,田 普,廉開元,朱浩宇,馮 立,張 杰,邸廣強(qiáng),沈少康
(1.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院,陜西 西安 710054;2.陜西陜煤韓城礦業(yè)有限公司,陜西 韓城 715400)
韓城礦區(qū)桑樹坪二號(hào)井采用走向長(zhǎng)壁后退式綜合機(jī)械化放頂煤采煤方法,開采3#煤層為煤與瓦斯突出煤層,礦井工作面區(qū)段平巷采用雙巷布置方式,以為3#煤層災(zāi)害超前治理提供時(shí)間與空間。兩條回采巷道同時(shí)掘進(jìn),其中,一條作為本工作面回風(fēng)巷使用,另一條作為下一工作面運(yùn)輸巷使用,而兩條回采巷道之間所留設(shè)煤柱即為工作面區(qū)段煤柱。當(dāng)煤柱寬度過大時(shí),易造成煤炭資源嚴(yán)重浪費(fèi),而煤柱寬度過小,則煤柱易發(fā)生破壞,進(jìn)而導(dǎo)致采空區(qū)瓦斯、水等涌入工作面,引起礦井次生災(zāi)害等[1,2]。因此,開展現(xiàn)有區(qū)段煤柱穩(wěn)定性分析,并針對(duì)性提出圍巖穩(wěn)定性控制對(duì)策,保證礦井安全高效生產(chǎn)意義重大[3-5]。
針對(duì)綜放工作面區(qū)段煤柱穩(wěn)定性分析方面,國內(nèi)外學(xué)者進(jìn)行了大量研究,如謝廣祥等[6]通過數(shù)值模擬研究了煤柱寬度對(duì)綜放覆巖應(yīng)力分布規(guī)律的影響,并從理論上分析了采空區(qū)側(cè)向支承壓力峰值大小及位置;李磊等[7]應(yīng)用理論分析的方法給出了沿空巷道圍巖力學(xué)模型,推導(dǎo)出了覆巖空間內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的表達(dá)式,并確定了沿空巷道的合理位置及支護(hù)方式;張廣超等[8]以羊場(chǎng)灣煤礦為工程背景,建立了綜放工作面?zhèn)认蚧卷斊茢嘟Y(jié)構(gòu)模型,推導(dǎo)出低應(yīng)力區(qū)范圍表達(dá)式并針對(duì)高強(qiáng)度開采提出了非對(duì)稱圍巖控制技術(shù),進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用,巷道控制效果較好;丁自偉等[9]利用理論分析和數(shù)值模擬對(duì)St.Peter礦巖礦柱在受到開采影響后礦柱的塑性破壞、內(nèi)摩擦角與內(nèi)聚力的變化特征進(jìn)行了研究,制定了通過噴射混凝土提高礦柱強(qiáng)度的方案;黃慶享等[10]以檸條塔礦為背景,針對(duì)淺埋煤層煤柱應(yīng)力集中和地表裂隙發(fā)育問題采用數(shù)值模擬和物理相似模擬結(jié)合手段對(duì)不同煤柱應(yīng)力及錯(cuò)距地表下沉規(guī)律進(jìn)行研究,確定同采工作面沿走向錯(cuò)距越大,下煤層煤柱應(yīng)力、地表下沉梯度和地表拉裂隙越小;李洪等[11]在采面之間的區(qū)間煤柱上設(shè)4個(gè)測(cè)區(qū)對(duì)工作面超前和側(cè)向支承壓力進(jìn)行實(shí)際監(jiān)測(cè),并結(jié)合煤柱自身的松動(dòng)圈變化情況,煤柱上方頂板離層量等手段綜合崔家寨礦煤層賦存及生產(chǎn)條件,確定合理的區(qū)段煤柱可減為5~6m;來興平等[12]針對(duì)緩傾斜區(qū)段煤柱的留設(shè)問題建立了粒子群優(yōu)化的支持向量機(jī)區(qū)段煤柱寬度預(yù)測(cè)模型,通過三種不同的預(yù)測(cè)方法對(duì)不同煤柱的情況進(jìn)行統(tǒng)計(jì)對(duì)比,為區(qū)段煤柱留設(shè)提供了新思路;張國華等[13]依據(jù)Mohr-Coulomb準(zhǔn)則和Kastner方程,確定出了中厚煤層區(qū)段煤柱留設(shè)寬度的理論計(jì)算公式。上述研究均基于不同地質(zhì)條件下的煤柱寬度穩(wěn)定性分析及控制對(duì)策進(jìn)行了綜合研究,然而不同開采條件煤柱寬度穩(wěn)定性控制需要考慮的問題也不盡相同,需針對(duì)具體問題進(jìn)行具體分析[14]。
本文以韓城礦區(qū)桑樹坪二號(hào)井3304綜放工作面現(xiàn)有區(qū)段煤柱為研究對(duì)象,采用理論分析和FLAC3D數(shù)值模擬方法,研究工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植家?guī)律,探究不同寬度煤柱主應(yīng)力差分布特征,進(jìn)而對(duì)工作面區(qū)段煤柱穩(wěn)定性進(jìn)行分析。在此基礎(chǔ)上,依據(jù)區(qū)段煤柱破壞分布特征分析結(jié)果,針對(duì)性提出區(qū)段煤柱穩(wěn)定性控制對(duì)策,研究可為類似條件下工作面區(qū)段煤柱穩(wěn)定性分析及圍巖控制研究提供參考。
桑樹坪二號(hào)井3304工作面位于井田中北部第三采區(qū),采用走向長(zhǎng)壁后退式綜合機(jī)械化放頂煤采煤方法,全部垮落法管理頂板。3304工作面煤層平均埋深375m,傾角0°~6°,厚度5.3~6.0m,平均煤厚5.7m,割煤厚度2.5m,放煤厚度3.2m,采放比1∶1.28,走向長(zhǎng)度868m,傾向長(zhǎng)度150m。3304回風(fēng)平巷與3305進(jìn)風(fēng)平巷采用雙巷布置方式,沿煤層頂板掘進(jìn),雙巷之間區(qū)段煤柱寬度為10m,3304工作面巷道布置情況如圖1所示。
圖1 3304工作面巷道布置
在桑樹坪二號(hào)井綜放工作面雙巷布置條件下,3304二號(hào)回風(fēng)平巷服務(wù)時(shí)間延長(zhǎng),巷道受“一掘二采”多次擾動(dòng)影響,巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境發(fā)生明顯改變。此時(shí),由于對(duì)巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律缺乏科學(xué)認(rèn)識(shí)無法準(zhǔn)確評(píng)估區(qū)段煤柱穩(wěn)定性,更缺乏區(qū)段煤柱穩(wěn)定控制對(duì)策進(jìn)而導(dǎo)致巷道頂?shù)装鍑鷰r變形破壞嚴(yán)重,存在巷道冒頂、片幫、動(dòng)力災(zāi)害等風(fēng)險(xiǎn),制約礦井安全高效開采。
當(dāng)回采巷道掘進(jìn)后,煤柱煤體由原巖應(yīng)力狀態(tài)轉(zhuǎn)化為一次采動(dòng)影響狀態(tài),而工作面回采又進(jìn)一步破壞了其平衡狀態(tài),引起應(yīng)力二次分布。其中,巷道掘進(jìn)對(duì)于煤柱應(yīng)力分布規(guī)律影響較小,而回采過后沿煤層傾向形成的側(cè)向支承壓力分布狀態(tài),對(duì)區(qū)段煤柱寬度穩(wěn)定性影響較大。
當(dāng)上區(qū)段工作面開采完成后,上部覆巖逐漸發(fā)生運(yùn)移,覆巖結(jié)構(gòu)開始進(jìn)入平穩(wěn)階段,此時(shí),煤柱采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)與彈核性區(qū)交界位置處于極限平衡狀態(tài),采用極限平衡理論進(jìn)行分析,沿巷道腰線為x軸建立坐標(biāo)軸,構(gòu)建物理力學(xué)模型[15],如圖2所示。
圖2 側(cè)向支承壓力分布力學(xué)模型
由此,可列平衡微分方程[15]:
式中,σx為巷道所受水平地應(yīng)力,MPa;σy為巷道所受垂直地應(yīng)力,MPa;τxy為巷道表面所受剪應(yīng)力,MPa;λ為側(cè)壓系數(shù);fx、fy分別為平衡微分方程中的體力分量;c為煤層與頂?shù)装褰缑嫣幍酿ぞ哿?,MPa;φ為煤層與頂?shù)装褰缑嫣幍哪Σ两牵?°)。
求解可得:
式中,K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為覆巖容重,kN/m3;Fx為支架對(duì)煤幫的橫向作用力,MPa;L0為極限平衡區(qū)寬度,m;M為巷道高度,m;H為巷道埋深,m。
將3304工作面地質(zhì)參數(shù)M=3m,λ=0.3,K=3,H=375m,γ=26.4kN/m3,φ=30°,F(xiàn)x=0.1MPa,c=1.2MPa代入式(2)可得:一次采動(dòng)影響下極限平衡區(qū)寬度L0=2.308m。
考慮現(xiàn)場(chǎng)回采擾動(dòng)影響后,巷道煤幫進(jìn)一步發(fā)生變形破壞,進(jìn)而導(dǎo)致支承壓力峰值位置向深部煤體移動(dòng)[16],參考相關(guān)文獻(xiàn)資料及數(shù)值模擬分析,確定回采擾動(dòng)系數(shù)k=1.65~1.85[15,17],本文取k=1.7,故可得回采擾動(dòng)后應(yīng)力峰值x=kL0=3.923m。
為了全面、系統(tǒng)地反映3304工作面掘進(jìn)與回采過程中巷道圍巖的應(yīng)力分布狀態(tài),以桑樹坪二號(hào)井3304工作面地質(zhì)情況和開采技術(shù)條件為背景,建立FLAC3D三維計(jì)算模型進(jìn)行數(shù)值模擬。模型X軸方向?yàn)槊簩觾A向,寬300m,Y軸方向?yàn)槊簩幼呦?,長(zhǎng)1100m,Z軸方向?yàn)槊簩鱼U垂方向,高94m,三維模型共劃分有1135200個(gè)單元,1176604個(gè)節(jié)點(diǎn)。
模型水平方向位移約束,底部垂直方向位移約束,上部施加等效于覆巖自重的應(yīng)力7.0MPa,模型最上部巖層埋深280m,根據(jù)地應(yīng)力測(cè)試結(jié)果,水平應(yīng)力側(cè)壓系數(shù)取1.3。煤層和頂?shù)装宀捎脩?yīng)變軟化模型,其余采用摩爾-庫倫模型計(jì)算。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)調(diào)查和相關(guān)研究提供的煤巖體力學(xué)試驗(yàn)結(jié)果,考慮到煤巖體的尺度效應(yīng),模擬計(jì)算采用的煤巖體物理力學(xué)參數(shù)見表1。
表1 巖體物理力學(xué)參數(shù)
工作面前方不同距離處3305進(jìn)風(fēng)平巷側(cè)向支承壓力分布如圖3所示,由圖3可知:3305進(jìn)風(fēng)平巷煤柱幫圍巖側(cè)向支承應(yīng)力分布整體呈“馬鞍狀”變化,在距3304回風(fēng)平巷煤柱幫2.5m和3305進(jìn)風(fēng)平巷煤柱幫2m處巷道圍巖應(yīng)力出現(xiàn)雙峰,峰值應(yīng)力分別為15.35MPa和13.10MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.19和1.87。3305進(jìn)風(fēng)平巷煤壁幫圍巖側(cè)向支承應(yīng)力分布整體呈“單峰”式變化,距3305進(jìn)風(fēng)平巷煤壁幫1.5m時(shí)出現(xiàn)應(yīng)力峰值,峰值應(yīng)力為10.99MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.57,在距離煤壁15m范圍外為原巖應(yīng)力區(qū),基本不受采動(dòng)影響。在工作面前方不同距離處側(cè)向支承應(yīng)力峰值位置基本無變化,且隨著距離工作面前方距離的增加對(duì)應(yīng)位置應(yīng)力值逐漸減小。
圖3 3305進(jìn)風(fēng)平巷側(cè)向支承壓力分布曲線
由側(cè)向支承壓力分布規(guī)律數(shù)值模擬結(jié)果可知,在工作面前方,回采巷道區(qū)段煤柱圍巖側(cè)向支承壓力呈現(xiàn)“單峰”狀分布,應(yīng)力峰值位置距離回采巷道約2.5m,距回采巷道15m范圍外為原巖應(yīng)力狀態(tài)。結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果分析,確定在工作面后方,采動(dòng)滯后影響下煤柱圍巖破壞范圍向深部延伸,區(qū)段煤柱應(yīng)力峰值位置增加至3.923m。此時(shí),巷道煤柱側(cè)圍巖塑性破壞深度介于2.5~3.923m,最大塑性破壞深度可達(dá)3.923m,符合現(xiàn)場(chǎng)工程實(shí)踐調(diào)研結(jié)果,可為巷道圍巖支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)提供參考依據(jù)。
工作面回采后,依據(jù)區(qū)段煤柱受力狀態(tài)不同,沿傾向可以依次分為A區(qū)(采空區(qū)側(cè)塑性區(qū))、B區(qū)(彈性核區(qū))和C區(qū)(巷道側(cè)塑性區(qū)),如圖4所示。其中,A區(qū)受上區(qū)段工作面回采的影響,該區(qū)域煤柱破壞嚴(yán)重,基本喪失承重能力,寬度為L(zhǎng)0;B區(qū)處于兩側(cè)塑性區(qū)的中間部位,應(yīng)力傳遞經(jīng)過塑性區(qū)后明顯下降,具有一定的承載能力,寬度為L(zhǎng)1;C區(qū)距回采工作面距離較遠(yuǎn),受一次采動(dòng)影響較小,在幫部錨桿錨索的支護(hù)作用下可維持穩(wěn)定狀態(tài),寬度為L(zhǎng)2。
圖4 區(qū)段煤柱分區(qū)
由前述計(jì)算求解可知:現(xiàn)場(chǎng)回采擾動(dòng)影響后支承壓力峰值位置約2.5~3.923m,即A區(qū)塑性寬度介于2.5~3.923m,回采巷道側(cè)向應(yīng)力影響范圍15m。因此,參考數(shù)值模擬應(yīng)力分布規(guī)律分析,設(shè)計(jì)8種不同區(qū)段煤柱寬度模擬方案:在應(yīng)力降低區(qū)留設(shè)6m、8m、10m、12m小煤柱,在原巖應(yīng)力區(qū)留設(shè)15m、20m、25m和30m大煤柱。
主應(yīng)力差是影響圍巖塑性破裂的發(fā)育、演化及煤柱的最終破壞程度和形式的最主要因素之一,采用主應(yīng)力差分布特征開展煤柱破壞特征研究,對(duì)進(jìn)一步分析確定現(xiàn)有區(qū)段煤柱寬度合理性具有積極意義?;谠囼?yàn)?zāi)M方案分析,設(shè)計(jì)模擬煤柱寬度為6m、8m、10m、12m、15m、20m、25m、30m條件下煤柱側(cè)向應(yīng)力分布規(guī)律,通過獲取分析二次采動(dòng)影響下不同寬度煤柱的主應(yīng)力差分布規(guī)律,針對(duì)其破壞特征進(jìn)行研究,確定現(xiàn)有區(qū)段煤柱穩(wěn)定性。
煤柱寬度為6m、8m、10m、12m、15m、20m、25m、30m時(shí)巷道幫部主應(yīng)力分布如圖5所示。由圖5可知:巷道兩幫圍巖剪應(yīng)力分布形態(tài)和采動(dòng)影響程度存在明顯差異,當(dāng)煤柱寬度小于10m時(shí),煤柱內(nèi)主應(yīng)力差呈單峰分布,且8m時(shí)主應(yīng)力差最大,峰值應(yīng)力為13.68MPa;當(dāng)煤柱寬度大于10m時(shí),主應(yīng)力差呈雙峰分布,且隨著煤柱尺寸的增加主應(yīng)力差峰值和煤體內(nèi)部主應(yīng)力差逐漸減小,當(dāng)煤柱尺寸處于20~30m時(shí),主應(yīng)力差幾乎保持不變。
圖5 不同寬度煤柱幫部主應(yīng)力差分布曲線
基于不同煤柱寬度條件下巷道幫部主應(yīng)力差分布規(guī)律分析,可知:
1)當(dāng)區(qū)段煤柱寬度處于6~10m時(shí),其中,6m煤柱整體上處于應(yīng)力降低區(qū),煤柱圍巖發(fā)生塑性破壞,應(yīng)力值明顯降低,8m煤柱處于應(yīng)力增高區(qū),煤柱內(nèi)主應(yīng)力差驟增,10m煤柱內(nèi)存在小段的主應(yīng)力差降低區(qū),煤柱有一定的承載能力。
2)當(dāng)區(qū)段煤柱寬度處于10~20m時(shí),隨著煤柱寬度增大,煤柱承載能力逐漸提高,高應(yīng)力開始向3305進(jìn)風(fēng)平巷煤柱幫轉(zhuǎn)移,主應(yīng)力差呈3304回風(fēng)平巷煤柱幫高、3305進(jìn)風(fēng)平巷煤柱幫低的分布,此時(shí)煤柱整體處于高主應(yīng)力狀態(tài)。
3)當(dāng)區(qū)段煤柱寬度處于20~30m時(shí),區(qū)段煤柱內(nèi)主應(yīng)力差峰值和谷值幾乎完全一致,主應(yīng)力差呈現(xiàn)“不對(duì)稱雙峰”分布狀態(tài)。此時(shí),區(qū)段煤柱主應(yīng)力差有所降低,煤柱承載能力較好,煤柱結(jié)構(gòu)未破壞,裂隙不發(fā)育。
4)當(dāng)區(qū)段煤柱寬度為10~30m時(shí),煤柱沿傾向方向主應(yīng)力差呈“駝峰”狀變化,煤柱兩側(cè)均有一定寬度的塑性區(qū),煤柱中間存在彈性核區(qū),而當(dāng)煤柱尺寸為6m時(shí),煤柱整體處于塑性破壞,煤柱已經(jīng)被壓垮,幾乎無承載能力,不能保證巷道的穩(wěn)定性,易導(dǎo)致采空區(qū)漏風(fēng)、殘煤自燃,引發(fā)一系列次生災(zāi)害等。
因此,根據(jù)不同寬度煤柱主應(yīng)力差分布特征分析結(jié)果,綜合考慮有效提升礦井資源有效回收率、巷道圍巖穩(wěn)定性及礦井次生災(zāi)害控制(如瓦斯溢出、殘煤自燃、采空區(qū)積水等)多維度因素,認(rèn)為桑樹坪二號(hào)井綜放雙巷布置3304工作面現(xiàn)有寬度10m較為合理,可以預(yù)防次生災(zāi)害發(fā)生和減少煤炭資源浪費(fèi)。
工作面雙巷布置條件下,巷道煤柱側(cè)圍巖會(huì)產(chǎn)生破壞深度大、分布范圍廣的塑性區(qū),此區(qū)域內(nèi)圍巖易劇烈碎脹。由前述可知,桑樹坪二號(hào)井3304工作面巷間區(qū)段煤柱寬計(jì)為10m較為合理,然而在實(shí)際工程實(shí)踐中,由于支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)缺乏針對(duì)性合理優(yōu)化設(shè)計(jì),導(dǎo)致工作面后方受多次回采影響的巷道圍巖變形破壞嚴(yán)重,從而引發(fā)巷道冒頂、片幫、動(dòng)力災(zāi)害等一系列災(zāi)害。因此,針對(duì)現(xiàn)有錨桿(索)常規(guī)支護(hù)方式進(jìn)行優(yōu)化布置,對(duì)塑性破壞深度大的煤柱幫進(jìn)行重點(diǎn)支護(hù),優(yōu)化設(shè)計(jì)支護(hù)現(xiàn)有支護(hù)參數(shù),在巷道煤柱幫進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)控制,可有效提高巷道圍巖穩(wěn)定性。
試驗(yàn)3304回風(fēng)平巷凈寬4.6m,凈高3.0m,目前巷道采用錨網(wǎng)索鋼帶聯(lián)合支護(hù)。其中,頂部錨桿采用?22mm×2400mm等強(qiáng)螺紋鋼錨桿,矩形布置,錨間排距650mm×800mm,煤柱右?guī)湾^桿采用?32mm×2500mm自鞏固可回收錨桿,錨桿間排距為820mm×800mm,每排6根,左幫采用?32mm×3500mm自鞏固可回收錨桿,間排距650mm×800mm。錨索選用?21.6mm×7300mm鋼鉸線,呈2-2布置,間排距2100mm×2400mm;鋼帶為140mm×30mm的T型,幫梯采用?14mm圓鋼加工而成。頂、幫網(wǎng)采用6mm冷拔絲加工的經(jīng)緯網(wǎng),頂網(wǎng)網(wǎng)格為150mm×150mm,幫網(wǎng)網(wǎng)格為75mm×75mm,頂網(wǎng)搭接長(zhǎng)度150mm,幫網(wǎng)搭接長(zhǎng)度75mm,聯(lián)網(wǎng)間距150mm。
根據(jù)綜放面區(qū)段煤柱破壞特征分析結(jié)果,可知在回采擾動(dòng)作用下,巷道煤柱幫圍巖破壞深度偏大,試驗(yàn)3304工作面回風(fēng)平巷煤柱幫圍巖破壞深度最大可達(dá)3.923m。巷道煤柱幫目前采用?32mm×3500mm錨桿進(jìn)行支護(hù),不足以將破碎煤體連接成一個(gè)整體,未能起到加固煤柱幫圍巖、降低煤柱片幫風(fēng)險(xiǎn)的作用。在此基礎(chǔ)上,為綜合控制區(qū)段煤柱穩(wěn)定性,針對(duì)性提出巷道煤柱幫“補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)”對(duì)策,即采用?21.6mm×5300mm錨索進(jìn)行加固,錨索間排距1000mm×2000mm,矩形布置,每排3根,每排錨索加梯子梁,補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案如圖6所示。
圖6 3304二號(hào)回風(fēng)巷煤柱幫補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案(mm)
在提出巷道幫部區(qū)段煤柱補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)技術(shù)參數(shù)的基礎(chǔ)上,進(jìn)行巷道現(xiàn)場(chǎng)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)試驗(yàn),并在3305進(jìn)風(fēng)平巷布置監(jiān)測(cè)測(cè)站,觀測(cè)回采期間巷道圍巖表面位移變化規(guī)律,驗(yàn)證區(qū)段煤柱穩(wěn)定性補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)的有效性,表面位移觀測(cè)情況如圖7所示。
圖7 巷道表面位移變化監(jiān)測(cè)曲線
由圖7可知:3304工作面回采期間,回采巷道頂板表面移近量最大值可達(dá)210mm,兩幫變形量最大值為150mm,巷道圍巖收斂量整體上處于較低水平,巷道圍巖得到了有效控制,圍巖穩(wěn)定性較好。研究確定:在現(xiàn)有區(qū)段煤柱寬度10m及巷道支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)基礎(chǔ)上,基于巷道煤柱幫圍巖塑性破壞分布特征分析,針對(duì)性進(jìn)行煤柱幫補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),可有效提高巷間區(qū)段煤柱穩(wěn)定性,滿足礦井安全高效生產(chǎn)需求。
1)基于極限平衡理論建模求解,結(jié)合工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植家?guī)律模擬分析結(jié)果,確定桑樹坪3304綜放工作面區(qū)段煤柱側(cè)向塑性區(qū)破壞深度介于2.5~3.923m,采動(dòng)影響后破壞深度最大可達(dá)3.923m,所得結(jié)果與現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研結(jié)果基本吻合,可為巷道圍巖支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)提供參考依據(jù)。
2)通過FLAC3D模擬分析8種不同寬度煤柱二次采動(dòng)影響下煤柱主應(yīng)力差變化規(guī)律,可知當(dāng)區(qū)段煤柱寬度為10~30m時(shí),沿傾向煤柱主應(yīng)力差呈現(xiàn)“駝峰”狀分布規(guī)律,此時(shí)煤柱兩側(cè)均有一定寬度塑性區(qū),煤柱中間存在具有承載能力的彈性核區(qū),煤柱煤體較為完整,綜合考慮礦井資源回收、巷道圍巖穩(wěn)定性及次生災(zāi)害控制等因素,認(rèn)為現(xiàn)有10m煤柱可有滿足礦井次生災(zāi)害防治要求,避免煤炭資源浪費(fèi)。
3)在確定區(qū)段煤柱寬度為10m合理的基礎(chǔ)上,根據(jù)區(qū)段煤柱塑性破壞分布特征,針對(duì)性提出3304綜放面區(qū)段煤柱穩(wěn)定性控制對(duì)策,開展巷道煤柱幫補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案設(shè)計(jì),并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)工程試驗(yàn),試驗(yàn)期間巷道圍巖收斂量整體上處于較低水平,可以滿足工作面回采需求。