近距離煤層工作面煤柱合理留設(shè)與巷道圍巖控制技術(shù)

程 輝，趙洪寶，張 歡，徐建峰，秦逢緣

1) 煤炭開采水資源保護(hù)與利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京 102200 2) 中國礦業(yè)大學(xué)（北京）能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083 3) 太原理工大學(xué)安全與應(yīng)急管理工程學(xué)院，太原 030024

近距離煤層在我國煤炭賦存中較為普遍，在我國大部分礦區(qū)中，都存在近距離煤層開采，在這其中，煤柱合理留設(shè)與回采巷道圍巖控制技術(shù)一直是諸多學(xué)者研究的熱點(diǎn)問題.針對(duì)近距離煤層開采提出合理的煤柱留設(shè)寬度并探索適用的巷道圍巖控制技術(shù)，對(duì)減少煤炭資源浪費(fèi)，保證煤礦的安全生產(chǎn)具有重要的現(xiàn)實(shí)意義.

針對(duì)近距離煤層開采問題，已有不少學(xué)者開展了豐富的研究.于洋等[1]以北峪煤礦工程地質(zhì)條件為背景，通過數(shù)值計(jì)算研究了極近距離上位煤層采空區(qū)下底板應(yīng)力分布規(guī)律及下位煤層巷道變形破壞特征，確定了巷道頂板控制原則；郝登云等[2]以孫家溝煤礦特厚煤層放頂煤工作面回風(fēng)巷為工程背景，采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、理論分析及數(shù)值模擬等研究方法，探討了回采巷道失穩(wěn)機(jī)理及主要影響因素；曹樹剛等[3]利用有限差分法對(duì)某煤礦“三軟”薄煤層群回采巷道進(jìn)行了數(shù)值模擬研究，認(rèn)為該類回采巷道的圍巖控制應(yīng)具有“定荷載”控制特征；鄭百生等[4]發(fā)現(xiàn)近距離孤島工作面樓上樓巷道圍巖不易穩(wěn)定的特征，提出了空間斜拉錨索的支護(hù)方案；彭高友等[5]通過理論分析方法得到煤層群底板破壞范圍與圍巖變形速度計(jì)算公式，揭示了深部近距離煤層的采動(dòng)力學(xué)特征；王龍飛等[6]以平煤四礦工作面機(jī)巷為工程背景，研究分析了上煤層底板應(yīng)力分布規(guī)律，并采用FLAC3D模擬了不同層間距、不同內(nèi)錯(cuò)距離情況下巷道圍巖變形情況，并最終提出分區(qū)支護(hù)、分源控制原則；方新秋等[7]對(duì)下煤層回采巷道受上煤層遺留煤柱、本煤層動(dòng)壓影響的工程問題進(jìn)行了深入研究，探討了巷道失穩(wěn)機(jī)制，最終提出了煤柱合理留設(shè)寬度；魯巖等[8]根據(jù)劉東礦近距離煤層的地質(zhì)賦存條件，采用數(shù)值模擬優(yōu)化了近距離煤層同采巷道的間距；馬振乾等[9]以蘆嶺煤礦為工程背景，對(duì)近距離重復(fù)采動(dòng)下煤層底板應(yīng)力演化進(jìn)行了深入分析，并得到了底板巷道圍巖應(yīng)力、位移分布特征，等等.

前人在近距離煤層巷道圍巖變形特征、控制技術(shù)方面的研究對(duì)工程現(xiàn)場(chǎng)具有較好的指導(dǎo)作用，但目前針對(duì)近距離煤層開采煤柱合理留設(shè)、不同階段煤柱破壞演化規(guī)律、煤柱底板破壞的研究還是較為少見，可借鑒的資料較少，該方向尚需進(jìn)行更為深入的系統(tǒng)研究，因此，本文以山西焦煤回坡底煤礦為工程背景，通過理論分析、數(shù)值模擬、工程實(shí)踐等方法對(duì)不同煤柱寬度條件下，在不同階段時(shí)期煤柱破壞情況、影響因素以及底板破壞特征進(jìn)行系統(tǒng)分析，最終確定合理的煤柱留設(shè)寬度，并對(duì)近距離回采巷道圍巖控制技術(shù)進(jìn)行深入探討.

1 工程背景

回坡底煤礦可采煤層主要為10號(hào)煤層與11號(hào)煤層.10號(hào)煤層平均厚度為2.6 m，其頂板主要為泥巖，平均厚度2.4 m，底板為粉砂巖，平均厚度為2.6 m.11號(hào)煤層平均厚度3.2 m，頂?shù)装寰鶠槠骄穸葹?.8 m的泥巖.10號(hào)煤層與11號(hào)煤層平均間距6.6 m，屬于近距離煤層范圍.該礦首先進(jìn)行10號(hào)煤層的開采，開挖布置10-102工作面運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷，10-102工作面巷道布置完成后便進(jìn)行工作面回采，與此同時(shí)，該礦開始布置下一區(qū)段10-103工作面回采巷道，為該工作面回采進(jìn)行準(zhǔn)備，10-102工作面回風(fēng)巷與10-103工作面運(yùn)輸巷之間留設(shè)平均寬度25 m的區(qū)段煤柱，10-102工作面在未回采結(jié)束時(shí)，10-103工作面回采巷道已布置完成.10-102工作面回采結(jié)束以后，該礦在其底板下方11號(hào)煤層布置102工作面回采巷道，該工作面采用內(nèi)錯(cuò)式布置，內(nèi)錯(cuò)距離為10 m，同時(shí)進(jìn)行10-103工作面的回采，該工作面回采結(jié)束后，該礦立即進(jìn)行11-103工作面的回采，并擬在10-103工作面下方布置11-103工作面回采巷道.圖1即為巷道開挖、工作面回采與煤柱演化過程圖.

圖1 巷道開挖、工作面回采與煤柱演化過程.(a)預(yù)留煤柱時(shí)期; (b)區(qū)段煤柱時(shí)期; (c)保護(hù)煤柱時(shí)期; (d)孤島煤柱時(shí)期Fig.1 Roadway excavation, working face mining, and coal pillar evolution process: (a) period of the reserved coal pillar; (b) period of the section coal pillar; (c) period of the protection coal pillar; (d) period of the isolated coal pillar

本文以該礦工程地質(zhì)條件為背景，研究該礦10號(hào)煤所留煤柱在不同留設(shè)寬度以及不同階段時(shí)期煤柱破壞、支承壓力演化規(guī)律，并分析不同階段時(shí)期煤柱在底板內(nèi)引起的應(yīng)力變化規(guī)律，為工作面煤柱合理留設(shè)、提高資源回采率以及下伏巷道位置合理選擇提供一定的理論依據(jù).本論文中，將煤柱的四個(gè)階段分別命名為預(yù)留煤柱、區(qū)段煤柱、保護(hù)煤柱、孤島煤柱，以便于論文分析.

2 煤柱破壞范圍全過程演化

2.1 煤柱破壞演化過程

已知10號(hào)煤層102與103工作面之間留設(shè)了平均寬度約為25 m的煤柱，隨著煤柱演化過程的進(jìn)行，該煤柱寬度不僅需要對(duì)本煤層相鄰工作面回采巷道10-1032巷起到維穩(wěn)作用，還需減少對(duì)底板的應(yīng)力集中作用，避免11號(hào)煤層回采巷道發(fā)生嚴(yán)重的破壞變形.因此，為探究10號(hào)煤柱留設(shè)寬度的合理值，分別對(duì)煤柱寬度為5、10、15、20、25 m五種情況進(jìn)行研究分析，找到煤柱留設(shè)寬度的最優(yōu)值.

煤柱寬度對(duì)本煤層回采巷道的圍巖穩(wěn)定性具有重要影響，不同煤柱寬度下，在四個(gè)階段的演化過程中，煤柱會(huì)產(chǎn)生不同程度的破壞，煤柱破壞程度直接影響本煤層回采巷道的圍巖穩(wěn)定性，煤柱破壞范圍越大，則對(duì)頂板的支撐作用越差，導(dǎo)致回采巷道破壞變形的劇烈程度也越大，因此，煤柱彈性核寬度能直接反映煤柱的穩(wěn)定性，間接反映對(duì)本煤層回采巷道的維穩(wěn)作用.為了能直觀的反映在不同煤柱寬度條件下煤柱的穩(wěn)定性情況，本文將煤柱彈性核寬度與煤柱寬度之比定義為彈性核占比，該值越大，一定程度上說明煤柱的穩(wěn)定性越好.

根據(jù)該礦實(shí)際地質(zhì)資料，運(yùn)用FLAC3D建立了長474 m，高130 m，寬100 m的數(shù)值計(jì)算模型，探究5種煤柱寬度下，在四個(gè)階段過程中，煤柱破壞與彈性核占比情況.幾何模型如圖2所示，其中σx為水平應(yīng)力，σz為垂直補(bǔ)償應(yīng)力.

圖2 數(shù)值模擬幾何模型Fig.2 Geometric model of numerical simulation

該模型底部為固定邊界條件，頂面施加12 MPa均布應(yīng)力，模型左右與前后均施加隨深度變化的漸變應(yīng)力，側(cè)壓系數(shù)λ=1.5.模型采用Mohr-Coulomb模型.模型各巖層物理力學(xué)參數(shù)如表1所示.

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock’s physical and mechanical parameters

通過數(shù)值模擬，以圖1的演化過程對(duì)模型進(jìn)行開挖，從而得到不同煤柱寬度在各個(gè)階段的破壞情況.從圖1可以看出，預(yù)留煤柱與區(qū)段煤柱時(shí)期，煤柱破壞寬度與巷道圍巖塑性區(qū)分布有關(guān)，兩個(gè)時(shí)期煤柱破壞程度較小，因此，對(duì)于預(yù)留煤柱時(shí)期煤柱的破壞情況，不做詳細(xì)分析.以15 m煤柱為例，提取煤柱塑性區(qū)結(jié)果，如圖3所示.

圖3 各階段煤柱破壞情況.(a) 區(qū)段煤柱; (b)保護(hù)煤柱; (c)孤島煤柱Fig.3 Coal pillar failure in each stage: (a) section coal pillar; (b) protective coal pillar; (b) isolated coal pillar

從圖3可以看出，在區(qū)段煤柱時(shí)期，煤柱破壞范圍較小，彈性核寬度較大；而在保護(hù)煤柱時(shí)期，由于10-102工作面的開挖，改變了10-1032巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)，巷道圍巖塑性區(qū)發(fā)生惡性擴(kuò)展，煤柱破壞范圍增大；在孤島煤柱時(shí)期，由于兩側(cè)工作面采空，煤柱破壞范圍繼續(xù)增大，彈性核寬度減小，但相對(duì)保護(hù)煤柱時(shí)期，減小幅度不大.不同煤柱寬度條件下彈性核占比模擬結(jié)果如圖4所示.

圖4 不同煤柱寬度彈性核占比分布與塑性區(qū)結(jié)果Fig.4 Distribution of the elastic core proportion and results of the plastic zone in different coal pillar widths

從圖4可知，無論是區(qū)段煤柱時(shí)期、保護(hù)煤柱時(shí)期還是孤島煤柱時(shí)期，煤柱彈性核占比均隨煤柱寬度的增加而增加，說明煤柱寬度越大，其穩(wěn)定性越好.另外，在煤柱寬度等于5 m、10 m時(shí)，煤柱在保護(hù)煤柱時(shí)期彈性核占比較低，煤柱兩側(cè)破壞接近貫通，煤柱彈性核寬度為0 m，該種現(xiàn)象不利于10-1032巷的穩(wěn)定性，因此，10號(hào)煤柱留設(shè)寬度至少需大于10 m.對(duì)不同煤柱寬度條件下10-1032巷在區(qū)段煤柱、保護(hù)煤柱時(shí)期的塑性區(qū)進(jìn)行提取，結(jié)果如圖4所示，在區(qū)段煤柱時(shí)期，10-1032巷未受10-103工作面開采的影響，巷道塑性區(qū)呈對(duì)稱性分布，塑性區(qū)范圍較小，而在保護(hù)煤柱時(shí)期，10-1032巷受工作面開挖影響，巷道圍巖所受主應(yīng)力發(fā)生偏轉(zhuǎn)，最大主應(yīng)力來自10-103工作面頂板巖塊回轉(zhuǎn)方向，且隨著煤柱寬度的減小，巷道受工作面開挖影響更為顯著，主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)角度不斷增大，應(yīng)力大小也不斷增大，巷道圍巖塑性區(qū)范圍增大，并呈非對(duì)稱性分布.在煤柱寬度為25 m時(shí)，保護(hù)煤柱階段巷道塑性區(qū)呈對(duì)稱性，20 m、15 m時(shí)，巷道圍巖塑性區(qū)呈非對(duì)稱性分布.因此，對(duì)于不同寬度的煤柱，10-1032巷需采用針對(duì)性的支護(hù)技術(shù)，采用15 m或20 m煤柱寬度時(shí)，巷道應(yīng)采用非對(duì)稱性支護(hù)技術(shù)，25 m煤柱時(shí)，可采用對(duì)稱性支護(hù)技術(shù).回坡底實(shí)際生產(chǎn)現(xiàn)場(chǎng)煤柱留設(shè)寬度為25 m，對(duì)10-1032巷采用了圖5所示的對(duì)稱性支護(hù)技術(shù)，巷道圍巖穩(wěn)定性較好，斷面未發(fā)生較強(qiáng)的破壞現(xiàn)象.在了解不同煤柱寬度時(shí)巷道圍巖塑性區(qū)破壞規(guī)律后，可采用小煤柱留設(shè)，對(duì)巷道進(jìn)行針對(duì)性的支護(hù)，可減少煤炭資源浪費(fèi).

圖5 10-1032巷斷面支護(hù) (單位：mm)Fig.5 10-1032 roadway section support (Unit: mm)

2.2 煤柱破壞影響因素分析

煤柱兩側(cè)工作面回采后，在兩側(cè)形成應(yīng)力恢復(fù)區(qū)與原巖應(yīng)力區(qū)，由于應(yīng)力恢復(fù)區(qū)未達(dá)到原始應(yīng)力狀態(tài)，假設(shè)將該區(qū)域看成Ⅰ-Ⅱ復(fù)合型裂紋，煤柱破壞問題則轉(zhuǎn)化為裂紋尖端問題，采用斷裂力學(xué)探究煤柱破壞的影響因素，模型建立如圖6所示.

圖6 煤柱破壞分析簡化模型.(a)煤柱兩側(cè)應(yīng)力分布; (b)應(yīng)力恢復(fù)區(qū)簡化模型Fig.6 Simplified model of the coal pillar failure analysis: (a) stress distribution on two sides of the coal pillar; (b) simplified model of the stress recovery zone

針對(duì)Ⅰ-Ⅱ復(fù)合型裂紋，其裂紋尖端應(yīng)力場(chǎng)為Ⅰ型裂紋與Ⅱ型裂紋尖端應(yīng)力場(chǎng)疊加，其公式如(1)所示[10].

式中：L為應(yīng)力恢復(fù)區(qū)長度；Lc為煤柱寬度；β為煤層傾角；θ為裂紋尖端外任意一點(diǎn)與水平方向夾角；λ為側(cè)壓系數(shù)； σx、σy、τxy分別為單元體受到的水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力與剪應(yīng)力；γH為單元體埋深處的自重應(yīng)力，其中H為埋深，γ為巖層容重；r為任意一點(diǎn)距裂紋尖端的距離.將裂紋尖端破壞區(qū)域簡化為平面應(yīng)變問題，此時(shí)主應(yīng)力轉(zhuǎn)化公式為[11]：

式中，υ為煤層泊松比.假設(shè)煤柱破壞符合Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，如(3)式所示.

式中：c為煤體黏聚力；φ為煤體內(nèi)摩擦角； σ1、σ3分別為最大、最小主應(yīng)力.

聯(lián)立 (1)、(2)、(3)式，取θ=0°，便可得到煤柱破壞寬度公式：

以(4)式為基礎(chǔ)，代入各參數(shù)值，采用控制變量法得到煤柱破壞影響因素煤層傾角、黏聚力、煤柱寬度、內(nèi)摩擦角、泊松比和埋深與煤柱破壞寬度之間的關(guān)系，基礎(chǔ)數(shù)據(jù)取值為：λ=1.5；β=0°；c=2 MPa；L=10 m；Lc=25 m；γ=25 kN·m?3；H=560 m；φ=20°； υ=0.3.計(jì)算結(jié)果如圖7所示.

圖7 煤柱破壞因素分析.(a)煤層傾角; (b)黏聚力; (c)煤柱寬度; (d)內(nèi)摩擦角; (e)泊松比; (f)埋深Fig.7 Analysis factors of the coal pillar failure: (a) coal seam dip angle; (b) cohesion; (c) coal pillar width; (d) internal friction angle; (e) Poisson’s ratio;(f) buried depth

從圖7可以看出，煤柱破壞寬度與煤層傾角、黏聚力、煤柱寬度、內(nèi)摩擦角和泊松比等因素成反比關(guān)系，只與埋深成正比關(guān)系，且煤柱破壞寬度與煤層傾角、黏聚力、內(nèi)摩擦角均成二次函數(shù)關(guān)系，其中，內(nèi)摩擦角大小對(duì)煤柱破壞寬度影響較大，內(nèi)摩擦角越大，煤柱破壞寬度降低速率越大.煤柱寬度與煤柱破壞寬度之間成指數(shù)函數(shù)關(guān)系，煤柱寬度越大，破壞寬度越小，但破壞寬度降低速率減小，說明煤柱寬度即使很大，也會(huì)發(fā)生破壞.煤柱破壞寬度與泊松比成一次函數(shù)關(guān)系，泊松比越大，破壞寬度越小，與埋深成一次函數(shù)關(guān)系，埋深越大，破壞寬度越大.

綜上可知，回坡底煤礦10號(hào)煤層若留設(shè)小煤柱，可通過注漿等工程技術(shù)提高煤柱黏聚力、內(nèi)摩擦角等參數(shù)，減小破壞范圍，提高煤柱對(duì)頂板的支撐效果，保證本煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性.

3 煤柱支承壓力演化與底板破壞范圍

3.1 煤柱支承壓力變化規(guī)律

通過數(shù)值模擬，對(duì)不同寬度煤柱在區(qū)段煤柱、保護(hù)煤柱、孤島煤柱階段內(nèi)的支承壓力進(jìn)行監(jiān)測(cè)，從而得到支承壓力曲線；同時(shí)，在數(shù)值模擬過程中，對(duì)10-1032巷右?guī)汀?0-1031巷左幫支承壓力進(jìn)行監(jiān)測(cè).數(shù)值模擬結(jié)果如圖8所示.

圖8 不同寬度煤柱支承壓力演化過程.(a)5 m煤柱; (b)10 m煤柱; (c)15 m煤柱; (d)20 m煤柱; (e)25 m煤柱Fig.8 Evolution process of the abutment pressure of the coal pillar with different widths: (a) 5 m coal pillar; (b) 10 m coal pillar; (c) 15 m coal pillar; (d)20 m coal pillar; (e) 25 m coal pillar

通過圖8可以看出，區(qū)段煤柱階段當(dāng)煤柱寬度為10、15、20、25 m時(shí)，煤柱支承壓力呈現(xiàn)馬鞍形，只有煤柱寬度為5 m時(shí)，支承壓力才呈現(xiàn)近似的等腰梯形分布.且煤柱支承壓力峰值隨著煤柱寬度的減小而逐漸增大.當(dāng)煤柱進(jìn)入保護(hù)煤柱階段時(shí)，此時(shí)煤柱一邊采空，一邊為巷道，從圖中可以看出，該階段煤柱支承壓力整體呈現(xiàn)出非對(duì)稱分布，靠近采空區(qū)一側(cè)的煤柱支承壓力急劇增大，而靠近巷道一側(cè)的煤柱支承壓力也在原有基礎(chǔ)上產(chǎn)生一定增長，且增長幅度隨著煤柱寬度減小而增大，與此同時(shí)，10-1032巷左幫支承壓力相對(duì)于區(qū)段煤柱階段支承壓力有較大幅度增大，且支承壓力峰值向巖體深部轉(zhuǎn)移.孤島煤柱階段，煤柱此時(shí)兩側(cè)采空，當(dāng)煤柱寬度為25、20、15 m時(shí)，煤柱支承壓力呈現(xiàn)馬鞍形分布，煤柱寬度為10 m、5 m時(shí)，煤柱支承壓力呈現(xiàn)等腰梯形分布，該階段煤柱支承壓力峰值達(dá)最大值.

3.2 煤柱底板破壞范圍理論計(jì)算

不同寬度煤柱在圖8的高支承壓力作用下，會(huì)導(dǎo)致煤柱下方產(chǎn)生一定程度破壞，因此，11號(hào)煤層回采巷道應(yīng)避免布置于底板破壞區(qū)范圍內(nèi)，減小圍巖控制難度.

1.2.1 對(duì)照組護(hù)理措施 對(duì)于對(duì)照組24例患者,采用常規(guī)護(hù)理措施,內(nèi)容包括用藥護(hù)理、基礎(chǔ)護(hù)理、子宮護(hù)理等內(nèi)容。

假設(shè)煤柱下方底板破壞滿足Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，若知道底板任意一點(diǎn)應(yīng)力狀態(tài)，便可確定其莫爾圓，假設(shè) τmax為該單元的最大剪應(yīng)力，τr為單元實(shí)際的抗剪強(qiáng)度.若 τmax< τr，則認(rèn)為單元不發(fā)生破壞；反之，則發(fā)生破壞.因此，定義底板破壞準(zhǔn)則為：

(5)式中，若F(x,y)＞0，則說明單元未發(fā)生破壞；F(x,y)≤0，則單元發(fā)生破壞.

為求得底板下方任意一點(diǎn)應(yīng)力狀態(tài)，可采用彈性力學(xué)中半無限平面體理論求解煤柱下方底板應(yīng)力，其力學(xué)模型如圖9所示[11]，圖中 dξ為載荷微單元寬度，df為微單元載荷大小，q(ξ)為載荷函數(shù)，ξ為微單元水平坐標(biāo).

圖9 煤柱下方底板應(yīng)力求解力學(xué)模型Fig.9 Mechanical model of the floor under the coal pillar

基于上述數(shù)值模擬得到的煤柱與巷道幫部不同階段的支承壓力分布形態(tài)，可對(duì)煤柱與巷道幫部支承壓力進(jìn)行分段擬合，得到不同階段煤柱與巷道幫部支承壓力的分段擬合函數(shù)，取支承壓力增量計(jì)算底板應(yīng)力增量，疊加原巖應(yīng)力，便可得到煤柱下方底板任意一點(diǎn)應(yīng)力狀態(tài)[12?15]，公式如(6)式所示[16?18].

式中： Δσx為水平應(yīng)力增量； Δσy為垂直應(yīng)力增量；Δτxy為切應(yīng)力增量.

在煤柱支承壓力變化的4個(gè)階段里，孤島煤柱階段支承應(yīng)力最大，此時(shí)底板破壞程度最為嚴(yán)重，同時(shí)，由2.1已知5 m、10 m煤柱不利于本煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定，因此，只計(jì)算15、20、25 m煤柱在孤島煤柱時(shí)期底板破壞情況，計(jì)算結(jié)果如圖10所示.

圖10 煤柱下方底板破壞區(qū)域分布.(a)15 m煤柱; (b)20 m煤柱; (c)25 m煤柱Fig.10 Distribution of the floor failure area under the coal pillar: (a) 15 m coal pillar; (b) 20 m coal pillar; (c) 25 m coal pillar

通過圖10可以看出，煤柱下方底板破壞集中在煤柱邊緣側(cè)，而煤柱正下方底板破壞區(qū)域較小，筆者猜測(cè)其原因在于煤柱正下方底板單元受煤柱水平應(yīng)力與垂直應(yīng)力影響較大，單元處于雙向受壓的高應(yīng)力狀態(tài)，主應(yīng)力差較小，導(dǎo)致莫爾圓較小，因此不易發(fā)生破壞；而位于煤柱邊緣側(cè)底板單元，既受到煤柱應(yīng)力集中作用，同時(shí)又受到采空區(qū)的卸壓作用，因此主應(yīng)力差較大，易發(fā)生破壞.隨著煤柱寬度增大，煤柱下方底板破壞寬度與深度均隨之發(fā)生一定程度的變化，當(dāng)煤柱寬度為25 m時(shí)，底板破壞寬度達(dá)到5 m，破壞深度達(dá)到7 m，大于10號(hào)煤層與11號(hào)煤層平均間距6.6 m，因此，11號(hào)煤層工作面回采巷道距離10號(hào)煤層煤柱邊緣距離應(yīng)至少大于5 m，避免巷道處于底板破壞區(qū).

4 圍巖控制技術(shù)

聯(lián)立(6)、(7)兩式可以計(jì)算得到煤柱下方底板最大主應(yīng)力大小，同時(shí)，最大主應(yīng)力方向與水平方向夾角公式為：

因此，聯(lián)立(6)、(7)、(8)三式便可得到煤柱底板最大主應(yīng)力大小與方向矢量圖.由于不同煤柱寬度下底板最大主應(yīng)力方向矢量圖基本相似，因此，此處只列舉煤柱寬度為20 m時(shí)，煤柱底板最大主應(yīng)力方向矢量圖，如圖11所示.

圖11 煤柱下方底板最大主應(yīng)力方向矢量圖Fig.11 Vector diagram of the maximum principal stress direction of the floor under the coal pillar

回坡底煤礦10號(hào)與11號(hào)煤層在未開采條件下，最大主應(yīng)力方向?yàn)樗椒较?，但由于孤島煤柱作用，導(dǎo)致煤柱底板下方最大主應(yīng)力發(fā)生偏轉(zhuǎn)，偏轉(zhuǎn)角約為90°，隨著與煤柱中心線的距離越大，最大主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)角度逐漸減小，但最大主應(yīng)力方向總是來自孤島煤柱方向.最大主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)會(huì)直接影響巷道圍巖塑性區(qū)的分布[19]，已知雙向不等壓條件下，巷道圍巖任意一點(diǎn)應(yīng)力狀態(tài)為[20?25]：

式中： σr為巷道圍巖任意單元的徑向應(yīng)力； σθ為巷道圍巖任意單元的切向應(yīng)力； τrθ為巷道圍巖任意單元的切應(yīng)力；R為巷道當(dāng)量半徑；rd為圍巖單元與巷道中心點(diǎn)處的距離.

聯(lián)立(3)、(8)、(9)三式(極坐標(biāo)下主應(yīng)力轉(zhuǎn)化公式與(8)式相同)，便可計(jì)算得到雙向不等壓條件下巷道圍巖塑性區(qū)邊界隱性方程，如(10)式所示[24,26].

(10)式中，R取巷道外接圓半徑，λ=σ1/σ3.基于圖12，分別計(jì)算巷道距離煤柱邊緣4、6、8、10、12、14、16、18 m時(shí)，巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài).聯(lián)立(6)、(7)、(8)三式求得巷道所受最小主應(yīng)力大小，令 σ3=σx，代入(10)式中，得到圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)，結(jié)果如圖12所示.

圖12 距煤柱邊緣不同距離下巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài).(a)4 m; (b)6 m; (c)8 m; (d)10 m; (e)12 m; (f)14 m; (g)16 m; (h)18 m; (i)30 mFig.12 Plastic zone distribution of the roadway surrounding rock in different distances from the coal pillar edge: (a) 4 m; (b) 6 m; (c) 8 m; (d) 10 m;(e) 12 m; (f) 14 m; (g) 16 m; (h) 18 m; (i) 30 m

從圖12可以看出，巷道與煤柱邊緣距離較近時(shí)，巷道圍巖塑性區(qū)呈現(xiàn)傾斜的“X”形分布，因此，根據(jù)該塑性區(qū)分布特征可以推斷，巷道圍巖破壞將會(huì)呈現(xiàn)出非對(duì)稱性，對(duì)于頂板而言，靠近煤柱一側(cè)塑性區(qū)范圍較大，遠(yuǎn)離煤柱一側(cè)塑性區(qū)范圍較小，巷道底板情況則與頂板情況相反；對(duì)于靠近煤柱一側(cè)巷幫，下部塑性區(qū)范圍較大，上部塑性區(qū)范圍較小，遠(yuǎn)離煤柱一側(cè)巷幫則與之相反.隨著巷道與煤柱邊緣距離的增大，巷道圍巖塑性區(qū)由傾斜的“X”形分布轉(zhuǎn)變?yōu)閮A斜的“8”字形分布(如圖12(b)所示)，再轉(zhuǎn)化為傾斜的“O”形分布，當(dāng)巷道與煤柱邊緣距離為30 m時(shí)，塑性區(qū)為橢圓形，整個(gè)過程中，巷道由非對(duì)稱性破壞逐漸轉(zhuǎn)變?yōu)閷?duì)稱性破壞，且破壞范圍逐漸減小，因此，11號(hào)煤層回采巷道距離煤柱邊緣不同的距離時(shí)，需采用不同的支護(hù)技術(shù).

回坡底11-1021巷距離煤柱邊緣10 m，其塑性區(qū)形態(tài)應(yīng)與圖12(b)相似，從圖中可以明顯看出，巷道將會(huì)呈現(xiàn)出非對(duì)稱性破壞，但回坡底煤礦針對(duì)該巷的支護(hù)方案，仍采用圖5的對(duì)稱性支護(hù)技術(shù)，從而導(dǎo)致巷道出現(xiàn)頂板破碎、底臌，兩幫內(nèi)縮等破壞現(xiàn)象，如圖13所示[22,27?28].

圖13 11-1021巷圍巖破壞情況.(a)靠近煤柱側(cè)巷幫; (b)巷道頂板; (c)遠(yuǎn)離煤柱側(cè)巷幫; (d)靠近煤柱側(cè)頂板; (e)遠(yuǎn)離煤柱側(cè)頂板; (f)靠近煤柱側(cè)底板鉆孔; (g)遠(yuǎn)離煤柱側(cè)底板鉆孔Fig.13 Surrounding rock failure of 11-1021 roadway: (a) roadway side near the coal pillar; (b) roadway roof; (c) roadway side far away from coal pillar;(d) roof near the coal pillar side; (e) roof far away from the coal pillar; (f) floor drilling hole near the coal pillar side; (g) floor drilling hole away from pillar side

圖13說明回坡底煤礦11-1021巷圍巖實(shí)際破壞情況與理論分析結(jié)果保持一致，一定程度上驗(yàn)證了理論的正確性.基于現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況與理論分析結(jié)果，結(jié)合回坡底實(shí)際情況，針對(duì)11-1021巷提出了非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)[27?28]，如圖14所示.

圖14 11-1021巷圍巖支護(hù)優(yōu)化(單位：mm)Fig.14 11-1021 roadway surrounding support optimization (Unit: mm)

該支護(hù)方案相比于圖5支護(hù)方案，對(duì)巷道破壞范圍較大區(qū)域進(jìn)行了重點(diǎn)支護(hù)，該方案最終在回坡底煤礦局部區(qū)域進(jìn)行了工業(yè)性實(shí)驗(yàn)，調(diào)整了支護(hù)參數(shù)，巷道表面位移監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示巷道在15 d內(nèi)圍巖變形劇烈，之后逐漸平穩(wěn)，巷道兩幫最終移近量約為105 mm，底鼓量為90 mm，頂板下沉量為52 mm，巷道圍巖穩(wěn)定性較好，未出現(xiàn)較大程度的圍巖破壞現(xiàn)象[27].

5 討論分析

從1～4章節(jié)研究內(nèi)容來看，近距離開采條件下煤柱留設(shè)與圍巖控制技術(shù)是一個(gè)較為復(fù)雜且矛盾的工程問題，從煤柱破壞寬度、彈性核占比以及本煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性的角度來看，回坡底煤礦10號(hào)煤層留設(shè)寬度越大越好；相反，從11號(hào)煤層回采巷道圍巖控制角度而言，若巷道位置不變，10號(hào)煤層煤柱留設(shè)寬度越小越好.煤柱留設(shè)問題與回采巷道圍巖控制問題需要同時(shí)考慮，綜上分析，回坡底煤礦10號(hào)煤柱留設(shè)寬度可以在15～20 m之間，在該寬度范圍內(nèi)，煤柱破壞寬度較小，彈性核占比較高，有利于本煤層10-1032巷圍巖的穩(wěn)定性維護(hù)，但巷道支護(hù)方案需要進(jìn)行調(diào)整，由對(duì)稱性支護(hù)技術(shù)調(diào)整為非對(duì)稱性支護(hù)技術(shù)；11號(hào)煤層回采巷道11-1021巷可以布置在距離煤柱邊緣8～10 m處，此時(shí)巷道圍巖呈非對(duì)稱性破壞，采用圖14的支護(hù)方案可以合理控制巷道變形.回坡底還會(huì)在11-102工作面相鄰位置布置11-103工作面回采巷道，該回采巷道可與11-1021巷一樣布置在距離煤柱邊緣8～10 m處，巷道支護(hù)方案參考11-1021巷.減小10號(hào)煤層孤島煤柱寬度，在一定程度上也就減小了11號(hào)煤層留設(shè)煤柱的寬度，兩層煤總共可以減少20 m煤柱，提高了礦井經(jīng)濟(jì)效益，同時(shí)也減少了煤炭資源浪費(fèi).

6 結(jié) 論

(1)區(qū)段煤柱時(shí)期、保護(hù)煤柱時(shí)期和孤島煤柱時(shí)期，煤柱彈性核占比均隨煤柱寬度的增加而增加，煤柱寬度越大，穩(wěn)定性越好.

(2)煤柱破壞寬度與煤層傾角、黏聚力、內(nèi)摩擦角均成二次函數(shù)反比關(guān)系；煤柱破壞寬度與泊松比成一次函數(shù)反比關(guān)系，與埋深成一次函數(shù)正比關(guān)系，與煤柱寬度之間成指數(shù)函數(shù)關(guān)系.

(3)煤柱下方底板破壞集中在煤柱邊緣側(cè)，煤柱正下方底板破壞區(qū)域較?。浑S著煤柱寬度增大，煤柱邊緣下方底板破壞寬度與深度均會(huì)發(fā)生改變.

(4)煤柱應(yīng)力集中作用導(dǎo)致煤柱下方底板最大主應(yīng)力方向總是來自煤柱方向；巷道與煤柱邊緣距離增大，巷道圍巖塑性區(qū)由傾斜的“X”形分布轉(zhuǎn)變?yōu)閮A斜的“8”形分布，再轉(zhuǎn)化為傾斜的“O”形分布，最終轉(zhuǎn)變?yōu)闄E圓形分布.