孟祥軍，趙鵬翔，王緒友，林海飛，何永琛，寧廷洲，王紅勝

(1.兗礦新疆礦業(yè)有限公司硫磺溝煤礦，新疆 昌吉 831100；2.西安科技大學 安全科學與工程學院，陜西 西安 710054)

0 引 言

新疆煤炭資源總體具有煤層厚、傾角大等特征，是國家能源戰(zhàn)略發(fā)展的重點區(qū)域。目前，新疆井工煤礦大部分工作面都留設了40 m左右的區(qū)段煤柱來防止相鄰采空區(qū)漏風等問題，不僅造成了資源浪費，而且導致其下伏巷道維護困難。窄煤柱沿空掘巷有效緩解了因煤柱引起的頂板下沉，煤幫變形破壞等安全問題[1-3]。

近年來，學者們針對煤柱合理留設寬度、應力分布及變形破壞特征進行了大量研究[4-7]，張科學等針對礦井實際情況采用數值計算、理論分析等方法確定了煤柱留設寬度，進一步分析了工作面回采對窄煤柱圍巖應力變化規(guī)律的影響，提高了煤炭資源回收率[8-9]。王震等以淮南煤礦為試驗原型，采用數值模擬等方法，模擬了掘進期間不同寬度窄煤柱應力、塑性區(qū)以及巷道變形量的分布規(guī)律，并確定適用于該礦的煤柱寬度，為同類型礦井提供一定參考[10]。王紅勝等研究了基本頂斷裂結構形式，建立沿空掘巷圍巖結構力學模型，分析了基本頂斷裂結構對窄煤柱穩(wěn)定性的影響規(guī)律[11]。李堯等通過理論計算獲得了最小煤柱寬度，利用數值模擬研究了不同條件下圍巖穩(wěn)定性及煤柱承載能力，結合現場分析結果，驗證了煤柱留設寬度的合理性[12]。以上研究表明，煤柱合理留設寬度能夠提高礦井煤炭資源的回收，針對窄煤柱護巷的研究方法，制定相應的圍巖控制技術方案，能夠進一步保障煤礦及作業(yè)人員的生命財產安全[13-15]。對此，王猛、殷帥鋒等將理論分析與井下試驗相結合，分析了頂板的非對稱變形破壞特征[16-17]。周鋼等研究了沿空巷道在掘進及回采階段的受力及變形演化機理，提出了沿空掘巷非對稱支護方法，有效減少了巷道兩幫及頂底板變形量，達到了良好的支護效果[18]。孫福玉、ZHA、徐青云等通過現場實測、理論分析及數值計算等方法，研究了綜放工作面煤巷窄煤柱破壞失穩(wěn)等災變問題，有效控制了巷道圍巖變形[19-21]。

目前，適用于新疆礦區(qū)傾斜厚煤層窄煤柱護巷的技術研究相對較少。文中以新疆硫磺溝煤礦(4-5)06工作面為試驗原型，通過建立傾斜厚煤層沿空窄煤柱力學模型，結合數值模擬方法確定了試驗工作面沿空掘巷窄煤柱的留設寬度并研究了相應的圍巖控制技術，為改善新疆礦區(qū)煤柱傳統(tǒng)留設尺寸及巷道維護技術提供一定參考。

1 工程概況

試驗工作面位于新疆昌吉市硫磺溝煤礦主采4-5煤層，厚度5.5～6.8 m，平均厚度6.15 m，工作面煤層傾角24°～30°。4-5煤層比重和硬度中等，性脆，節(jié)理裂隙比較發(fā)育，斷口以參差狀斷口為主，貝殼狀和階梯狀斷口次之，結構多呈條帶狀結構。試驗工作面傾向長度為180 m，走向長度為1 850 m，采取一次采全高后退式回采方法，4-5號煤層頂底板巖性參數見表1。

表1 巖層物理力學參數

2 傾斜厚煤層沿空窄煤柱力學模型

(4-5)04工作面回采后，垂直支承壓力在煤體中的傳播如圖1所示，傳統(tǒng)的應力峰值研究認為，側向支承壓力峰值大小為KγHcosα。L為采空區(qū)側煤柱內支承壓力峰值至采空側煤壁的水平距離，在塑性區(qū)內垂直壓力為σz1，范圍為x0；彈性區(qū)范圍為x1，在彈性區(qū)內垂直壓力為σz2，K為應力集中系數，γH為原巖應力，α為煤層傾角。

圖1 煤壁側向支承壓力分布力學模型Fig.1 Mechanical model of lateral support pressure distribution of coal wall

根據試驗工作面實際情況，假設①煤體視為均質連續(xù)體；②取整個處于極限強度范圍內煤體作為研究對象，研究在平面應變情況下進行；③煤體受剪切而發(fā)生破壞，破壞滿足莫爾-庫侖準則[22]。

因為巖體強度大于煤體強度，因此在上覆巖層的重力作用下，煤層變形量大于巖層變形量。故相對于巖層，煤層存在一向外側運動的趨勢。且受上覆巖層的重力影響，煤體發(fā)生剪切破壞。因此其滿足平面問題微分方程

(1)

最終可以求得極限平衡區(qū)L(塑性區(qū)寬度)側向支承壓力σz和剪應力τzx為

(2)

水平應力系數A是和煤層埋深、孔隙彈性系數以及孔隙壓力和泊松比有關[23]，可通過式(3)來確定

(3)

因x=L時，σz=KγHcosα，代入式(1)～(3)可以求得極限平衡區(qū)寬度L為

(4)

通過現場測試可知，煤層厚度為6.15 m，煤層埋深為557 m，根據式(3)得水平應力系數A為1.2，煤層傾角α為24°，煤層與頂底板巖體接觸面內摩擦角φ取較軟煤層的一半為12°，剪切應力τzx，煤體與頂底板滑移面上的正應力為σy，上工作面回采巷道支護強度為Px。內聚力取小于煤體為6.0 MPa，側向支承壓力集中系數K為2.5，上覆巖層平均容重為20 kN/m3，巷道埋深H為490 m，上工作面的支護阻力為0.3 MPa，計算得出L為10 m，即(4-5)04工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ逯稻嚯x采空區(qū)邊緣10 m，因此，為避開支承壓力峰值區(qū)的影響，沿空掘巷時合理的煤柱寬度不應大于10 m，同時因(4-5)04工作面回采時，下工作面煤壁有一定片幫，另外為了阻擋矸石和防漏風的需要，煤柱寬度不應小于3 m[24]。因此，合理的煤柱寬度應在3～10 m范圍內取值。

3 窄煤柱尺寸數值模擬分析

3.1 數值模擬方案設計

根據4-5號煤層頂底板巖層參數，采用FLAC3D大型有限差分法軟件建立開挖模型，如圖2所示。

圖2 數值計算模型Fig.2 Numerical calculation model

計算模型的范圍為170 m×40 m×156 m(X×Y×Z)，共分有201 924個單元，404 656個節(jié)點。該模型側面限制水平移動，底部固定，模型上表面為應力邊界，施加10 MPa的壓力以模擬上覆巖層的自身重力。水平方向的側應力系數為1.2，荷載大小為12 MPa，材料符合Mohr-Coulomb模型。

根據上述研究可知，(4-5)04工作面回采后在側向形成支承壓力影響區(qū)，應力峰值為據采空區(qū)邊緣10 m，合理的煤柱取值范圍為3～10 m，設計計算8個煤柱方案(3，4，5，6，7，8，9，10 m)，數值計算時，巷道為無支護狀態(tài)。

同時，由于科室同時接收10名左右的碩士博士研究生輪轉，需處理好進修醫(yī)師和碩士博士研究生之間的關系。一般說來進修醫(yī)師與研究生之間并無理論學習上的沖突，而如果安排手術時出現上臺人數限制時，由于現階段醫(yī)學研究生相對更缺乏動手機會，在和進修醫(yī)師溝通后應盡量安排研究生上臺，作為教學干事可提前做好解釋工作。

3.2 窄煤柱應力及變形特征分析

3.2.1 回采期間應力分布特征

(4-5)04工作面回采期間不同煤柱條件下煤柱內垂直應力場分布情況如圖3所示，取巷道兩幫15 m，頂底板10 m范圍內圍巖應力場為研究對象。

圖3 回采期間圍巖垂直應力場分布(單位：MPa)Fig.3 Distribution of vertical stress field of surrounding rock during mining(Unit:MPa)

(4-5)04工作面回采后，采空區(qū)邊緣煤體在側向支承壓力作用下，損傷比較嚴重，承載能力較低。因此，(4-5)06工作面軌道順槽開挖后，在煤柱小于4 m時，煤柱內垂直應力均小于原巖應力，煤柱完全進入塑性破壞，如圖3所示，在煤柱寬度為4 m時，煤柱內出現較小范圍的穩(wěn)定承載區(qū)，煤柱的穩(wěn)定性得到加強，隨著煤柱寬度的繼續(xù)增大，煤柱內穩(wěn)定區(qū)域不斷擴展，煤柱的承載能力也不斷得到加強，實體煤幫應力集中范圍也不斷減小，兩幫逐漸實現均勻承載。不同煤柱寬度條件下，沿空掘巷兩幫圍巖應力向頂底板轉移，從而造成巷道頂底板應力集中；隨著煤柱寬度的增加，煤柱內垂直應力由對稱型逐漸變?yōu)槠d型，即垂直應力向鄰近采空區(qū)方向偏移。

圖4 回采期間煤柱內垂直應力分布圖Fig.4 Vertical stress distribution in coal pillar during mining

為具體了解煤柱內垂直應力分布特征，在煤柱幫中線沿傾斜方向設置一條測線，煤柱幫內各點垂直應力分布如圖4所示。可以看出：煤柱寬度為3 m時，煤柱內垂直應力均低于原巖應力，煤柱承載能力較差；煤柱寬度為4～5 m時，煤柱內存在有效的承載區(qū)域，煤柱垂直應力基本對稱分布于煤柱中心；煤柱寬度為6～10 m時，煤柱垂直應力峰值隨著煤柱寬度增加而增加，且應力峰值逐漸向鄰近采空區(qū)偏移，煤柱內垂直應力不對稱性逐漸顯現。其中，在煤柱寬度為8 m時，垂直應力峰值達到最大，為4.16 MPa。

3.2.2 沿空掘巷煤柱合理寬度對巷道變形的影響

通過數值計算，得到回采期間不同煤柱條件下煤柱內水平位移場分布情況，如圖5所示。煤柱寬度為3 m時，頂底板移近量仍高達1 008.5 mm，兩幫位移量高達1 109.3 mm；煤柱寬度為4～5 m時，圍巖表面位移相對較小，煤柱整體變形不明顯，煤柱內穩(wěn)定區(qū)域增加；煤柱寬度為6～8 m時，煤柱內存在穩(wěn)定區(qū)域且隨著煤柱寬度的增大而增大，兩幫水平位移差不斷減小，但圍巖整體變形量不斷增加；煤柱寬度為9～10 m時，圍巖變形量隨著煤柱寬度的增大而減小，由于垂直應力峰值達到煤體的抗壓強度，隨著煤柱寬度的繼續(xù)增大，煤柱穩(wěn)定性降低，煤柱應力集中程度降低，圍巖變形緩慢。

圖5 回采期間圍巖水平位移場分布(單位：mm)Fig.5 Distribution of horizontal displacement field of surrounding rock during mining(Unit:mm)

圖6 回采期間煤柱內水平位移分布Fig.6 Horizontal displacement distribution in coal pillar during mining

為了解煤柱幫水平位移分布規(guī)律，分析煤柱穩(wěn)定性，繪制不同寬度煤柱水平位移變化曲線，由圖6可以看出，煤柱內水平位移由煤幫表面向采空區(qū)方向，在“近零位移”區(qū)域之前，基本呈不斷增長的變化趨勢，且增長幅度逐漸減小。隨后也同樣呈不斷增長的變化趨勢，但增長幅度逐漸加快。隨著煤柱寬度的增大，煤柱幫表面位移不斷增大，但煤柱向采空區(qū)側移近量基本不變。煤柱寬度為3 m時，煤柱進入塑性破壞狀態(tài)，不存在穩(wěn)定區(qū)域；煤柱寬度為4～5 m時，煤柱零位移點附近圍巖水平位移基本無明顯變化，煤柱內“近零位移”區(qū)域增大；煤柱寬度為6～10 m時，在“近零位移”區(qū)域，煤柱內水平位移分布規(guī)律和大小基本相同，并不是在同一位置，水平位移不斷減小。隨著煤柱寬度進一步擴大，煤柱內穩(wěn)定承載區(qū)域的傾斜分力大于煤體間的摩擦力時，煤柱發(fā)生剪切破壞。繼續(xù)增大煤柱寬度，煤柱的有效穩(wěn)定承載區(qū)域并沒有增長。

煤柱寬度的確定應綜合考慮(4-5)04工作面回采后側向支承壓力分布、煤柱幫應力及位移分布以及巷道變形3個方面：①應避開側向支承壓力集中區(qū)，合理的煤柱寬度應小于峰值應力所在位置，即距離采空區(qū)邊緣10 m；②回采期間，在煤柱寬度為3 m時，煤柱完全進入塑性破壞狀態(tài)，承載能力低，沒有穩(wěn)定承載區(qū)域；煤柱寬度為4～5 m時，煤柱塑性區(qū)中心圍巖應力有向底板轉移的趨勢，煤柱內穩(wěn)定區(qū)域增勢明顯，煤柱的垂直應力峰值減小，有效承載寬度不變；煤柱寬度為6～10 m時，由于煤柱中心塑性區(qū)逐漸減小，煤柱應力向兩幫轉移，增加了巷道支護壓力；③隨著煤柱寬度的增大，底鼓量和實體煤幫移近量變化較小，頂板下沉量明顯存在拐點，在煤柱寬度小于7 m時呈線性增長，大于7 m后，呈線性減小。根據上述內容，考慮采空區(qū)積水、瓦斯的影響，以及煤炭資源回采率與巷道支護壓力，確定合理的煤柱寬度為4～5 m。

4 現場工業(yè)性試驗

4.1 礦壓監(jiān)測結果分析

4.1.1 沿空掘巷巷道表面位移

(4-5)06工作面巷道表面位移測站位置見表2，變化曲線如圖7、圖8所示。

表2 表面位置測站布置

圖7 兩幫變形曲線Fig.7 Deformation curves of the two sides of the roadway

圖8 頂板變形曲線Fig.8 Deformation curves of the roof

沿空掘巷4 m煤柱時，在正常地質段，兩幫及頂底板變形較小，窄煤柱留設寬度合理。測點4，5位于地質構造淋水段，巷道兩幫、頂底板變形均較大，兩幫變形最大為777 mm，頂底板移近量最大為550 mm，因此，在過地質構造淋水段時，要加強支護。

4.1.2 錨桿(索)托錨力監(jiān)測

錨桿(索)托錨力監(jiān)測如圖9所示。實體煤幫錨桿及頂錨索普遍承受高應力作用，這是因為窄煤柱承載能力低，上覆巖層壓力主要由實體煤幫承擔，錨桿承受載荷在180～230 kN之間變化，錨索承受載荷在180～280 kN之間變化，而實體煤幫KMG 500材質錨桿的具體參數見表3，因此，采用直徑20 mm的錨桿時，部分幫角錨桿發(fā)生破斷，如圖9(a)、(f)所示。按國標GB/T 5224—2014，直徑22 mm，強度級別1860的錨索破斷載荷為448.6 kN，錨索仍有較大承載空間。

表3 KMG 500錨桿破斷載荷

綜上所述，沿空掘巷實體煤幫和頂板錨桿、錨索承受較大的壓力，部分實體煤幫幫角錨桿發(fā)生破斷，錨索仍有較大承載空間，在地質構造、淋水段，巷道圍巖變形嚴重，需在此段加強支護，并提高幫角錨固體的承載性能。

圖9 錨桿(索)托錨力監(jiān)測Fig.9 Monitoring of anchor force

4.2 支護參數優(yōu)化方案

根據礦壓監(jiān)測結果及沿空巷道窄煤柱留設寬度研究結果，結合礦井實際地質條件，進一步優(yōu)化了錨桿支護參數：①提高實體煤幫角錨固體性能；②加強預應力施工管理；③采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。最終確定(4-5)06工作面軌道順槽的錨桿支護參數為：確定選用材質強度為KMG 500的高強高預應力錨桿，實體煤幫角錨桿直徑為22 mm，破斷載荷提高23.46%，有效減少錨桿破斷現象，錨桿的預緊力設計為70 kN，螺母扭矩為400 N·m。全斷面由鋼筋金屬網進行防護，托盤的規(guī)格根據現場的實際情況進行調整。在頂板處，設定每排6根錨桿，錨桿均為直徑22 mm,長度2 200 mm的高強度錨桿，錨固采用樹脂藥卷錨固；而對于兩幫的支護，選擇每排每幫4根錨桿，錨桿均為直徑22 mm，長度2 200 mm的高強度錨桿，采用樹脂藥卷錨固。錨索排距為1 600 mm，每2排錨桿打5根長錨索，每2排錨桿實體煤幫角打1根短錨索。具體布置如圖10所示。

圖10 錨桿支護斷面圖(單位：mm)Fig.10 Sectional view of anchor support(Unit:mm)

4.3 支護優(yōu)化效果分析

在支護優(yōu)化前，沿空掘巷兩幫變形量最大為777 mm，頂板移進量最大為550 mm，支護方案優(yōu)化后，巷道變形有明顯改進，兩幫及頂板移進量下降50%～80%，在煤礦開采活動中觀測發(fā)現圍巖控制效果良好，未發(fā)現煤柱及底板顯著變形，實現了傾斜厚煤層沿空掘巷非對稱變形較好的控制，為安全生產提供了一定的保證。圖11為之后優(yōu)化前和支護優(yōu)化后巷道圍巖變形情況。

圖11 支護優(yōu)化前后巷道變形對比圖Fig.11 Comparison of roadway deformation before and after support optimization

5 結 論

1)根據試驗工作面的工程概況建立傾斜厚煤層沿空窄煤柱力學模型，研究發(fā)現窄煤柱應避開側向支承壓力集中區(qū)，合理的煤柱寬度應小于峰值應力所在位置，即距離采空區(qū)邊緣10 m?？紤]到相鄰工作面的實際情況，計算得到了沿空掘巷時煤柱合理留設范圍在3～10 m。

2)回采期間，在煤柱寬度小于4 m時，煤柱內垂直應力變化不大，圍巖整體變形較小，煤柱完全進入塑性破壞狀態(tài)，承載能力低，沒有穩(wěn)定承載區(qū)域。在煤柱寬度大于4～5 m時，煤柱內存在“近零位移”區(qū)域，煤柱幫承載能力較強.隨著煤柱寬度的不斷增大，煤柱內“近零位移”區(qū)域不斷增大，由于煤柱中心塑性區(qū)逐漸減小，煤柱應力向兩幫轉移，增加了巷道支護壓力，最終確定煤柱合理留設寬度為4～5 m。

3)礦壓監(jiān)測結果表明，巷道頂板及兩端存在明顯變形，結合沿空巷道合理留設寬度研究結果，優(yōu)化原有錨桿支護參數，穩(wěn)定加強了預應力施工管理，巷道變形有明顯改進，實現了傾斜厚煤層沿空掘巷非對稱變形較好的控制。