淺埋深回采巷道采動應(yīng)力動態(tài)響應(yīng)特征研究

苗彥平，程利興，鄭旭鶴，陳小繩，汪占領(lǐng)，徐寶軍

(1.陜煤集團(tuán)神木紅柳林礦業(yè)有限公司，陜西 榆林 719300；2.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；3.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013)

煤炭作為我國的主體能源，為社會經(jīng)濟(jì)的快速發(fā)展打下了穩(wěn)固的基礎(chǔ)[1]，陜北礦區(qū)是我國煤炭賦存條件較好的礦區(qū)之一，煤層賦存地質(zhì)條件簡單，埋藏淺，煤炭開采強(qiáng)度大。由于該地區(qū)礦井多屬于淺埋深礦井，其頂板覆巖結(jié)構(gòu)垮落僅存在垮落帶和斷裂帶，導(dǎo)致其礦壓顯現(xiàn)具有來壓步距小、來壓強(qiáng)烈的特點[2-4]，并且上覆巖層結(jié)構(gòu)的變化可直接影響至地表，導(dǎo)致該類礦井采動應(yīng)力顯現(xiàn)形成機(jī)理較復(fù)雜[3,5-8]。目前對于礦壓顯現(xiàn)的研究多集中于深部以及復(fù)雜條件下的顯現(xiàn)規(guī)律及誘發(fā)機(jī)理，如康紅普[9-10]、王家臣[11-12]以及靖洪文[13]等對深部礦井工作面和巷道圍巖在動壓影響下的響應(yīng)特征開展了一系列的研究，得出深部礦井巷道圍巖強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)主要是高地應(yīng)力、上覆巖層運動以及圍巖自身條件等多種因糽綜合作用的結(jié)果。淺埋深礦井的地質(zhì)構(gòu)造簡單，表土層占比大，基巖厚度小，導(dǎo)致該條件下的礦壓顯現(xiàn)特征與深部礦井相比有著顯著的區(qū)別[14-17]。目前，針對淺埋深條件下的礦壓顯現(xiàn)問題，國內(nèi)專家學(xué)者如趙毅鑫[18]、黃慶享[19-20]以及左建平[21]等，采用了理論模型、數(shù)值計算以及實驗室試驗等手段開展了一系列研究，取得了豐碩的研究成果，但以往研究的重點多集中在工作面礦壓規(guī)律分析，針對淺埋深條件下的動壓巷道圍巖采動應(yīng)力響應(yīng)特征及其形成機(jī)理的研究還不夠全面，對巷道圍巖變形控制以及護(hù)巷煤柱寬度的留設(shè)難以提供可靠的數(shù)據(jù)支撐[22-24]。淺埋深條件下采動應(yīng)力受多種因糽影響，其演化規(guī)律是巷道上覆巖層運動特征的直接顯現(xiàn)，尤其是臨空巷道煤柱側(cè)向懸頂結(jié)構(gòu)對動壓巷道圍巖穩(wěn)定產(chǎn)生強(qiáng)烈影響[25-26]，導(dǎo)致該類型巷道在采動影響下的維護(hù)一直是急需解決的難題，因此，對淺埋深條件下的動壓巷道采動應(yīng)力響應(yīng)特征迚行研究尤為重要?；谏线冄芯磕康模P者以陜北礦區(qū)具有代表性的紅柳林煤礦淺埋深回采巷道為研究背景，在分析上覆巖層分布特征的基礎(chǔ)上，研究回采巷道采動應(yīng)力響應(yīng)特征，為巷道支護(hù)及煤柱寬度留設(shè)提供一定指導(dǎo)。

1 工程背景

1.1 工作面布置

紅柳林煤礦15216工作面埋深78～138 m，采高6.0 m左右，煤層傾角0°～3°，東側(cè)為15215工作面采空區(qū)，西側(cè)為實體煤，北側(cè)為5-2煤南輔運大巷，南側(cè)為小煤礦攔截巷，煤層上部存在少量5-2煤剝蝕、火燒后的邊角殘煤和4-4煤，上覆煤層無采空區(qū)。工作面寬350 m，長2 370 m，膠帶運輸巷間凈煤柱尺寸為19 m，輔助運輸巷(以下簡稱輔運巷)在15217工作面繼續(xù)復(fù)用，巷道要經(jīng)歷兩次動壓影響，并且膠帶運輸巷均沿5-2煤底板掘迚。

15216 工作面布置示意如圖1所示。

圖1 15216工作面布置示意Fig.1 Layout of 15216 working face

1.2 巷道頂板巖層分布特征

15216 工作面輔運巷附近分布有3個地質(zhì)鉆孔，其中鉆孔8-5，BK4-1，7-3分別位于輔運巷距離終采線1 490，1 300，760 m附近，其頂?shù)装鍘r層分布示意如圖2所示，該區(qū)域內(nèi)頂板巖層分布具有以下特征：

圖2 輔運巷頂板巖層分布示意Fig.2 Distribution diagram of roof strata in auxiliary haulage roadway

(1)輔運巷底板以粉砂巖和細(xì)粒砂巖為主，該類巖層具有強(qiáng)度高、結(jié)構(gòu)穩(wěn)定的特點，底板變形量小，但是在留巷階段，受采空區(qū)懸頂及兩幫應(yīng)力傳遞的影響易產(chǎn)生應(yīng)力型底板變形。

(2)輔運巷頂板巖層均為堅硬砂巖，直接頂以細(xì)粒砂巖為主，基本頂以粉砂巖為主，其中鉆孔BK4-1基本頂粉砂巖厚度達(dá)25.62 m，堅硬巨厚頂板對留巷而言，易導(dǎo)致煤柱側(cè)向采空區(qū)形成大尺度懸頂結(jié)構(gòu)，增大了煤柱側(cè)向支承壓力。

(3)頂板粉砂巖厚度變化大，細(xì)粒砂巖厚度變化相對穩(wěn)定，但其上部粉砂巖及細(xì)粒砂巖厚度變化差異性較為突出，導(dǎo)致煤柱承受不同尺度側(cè)向懸頂附加應(yīng)力作用時，巷道圍巖采動應(yīng)力響應(yīng)特征存在較大差異性。

2 采動應(yīng)力響應(yīng)特征分析

2.1 礦壓監(jiān)測方案

為研究紅柳林煤礦淺埋深回采巷道采動應(yīng)力響應(yīng)特征，在距離15216工作面終采線1 400 m和1 200 m的輔運巷內(nèi)各安裝1個礦壓測站，分別命名為測站Z1和Z2，每個測站安裝6個錨桿測力計、2個錨索測力計、8個鉆孔應(yīng)力計。鉆孔應(yīng)力計安裝深度分別為3，5，7，9，11，13，15，17 m，礦壓測站安裝如圖3所示，分析兩測站在超前與滯后工作面期間全過程中的巷道圍巖采動應(yīng)力響應(yīng)特征。

圖3 礦壓測站布置Fig.3 Layout of underground pressure measuring station

2.2 錨桿(索)受力演化規(guī)律

圖4為測站Z1錨桿(索)受力響應(yīng)特征。由圖4可知，紅柳林煤礦15216工作面超前采動影響范圍大，滯后工作面影響較為強(qiáng)烈。在整個監(jiān)測期間，采動應(yīng)力變化規(guī)律呈顯著的階段性變化特征，依據(jù)測站與工作面的距離關(guān)系以及錨桿(索)受力變化趨勢，將錨桿(索)受力劃分為以下5個階段。

圖4 測站Z1錨桿(索)受力響應(yīng)特征Fig.4 Stress response characteristics of Z1 station for anchor rod and cable

階段Ⅰ：未受采動影響階段(dcq＞175 m，dcq表示超前工作面距離)，該階段頂板錨桿受力變化波動較大，尤其是錨桿DG2波動最強(qiáng)烈，由67 kN迅速降至32.3 kN，其余錨桿(索)受力變化較小。

階段Ⅱ：超前采動影響階段(0＜dcq＜175 m)，該階段煤柱幫錨桿和頂板錨桿受力變化波動較大，其中頂板錨桿DG2在dcq＝139 m時迅速衰減至16.3 kN，隨后又迅速增大，主要原因是由于采動影響下，工作面上方大尺度頂板巖層受擾動后，造成頂板錨桿DG2受力出現(xiàn)顯著波動變化；煤柱幫錨桿BG1受超前采動影響時受力呈明顯增大趨勢；頂板錨索在超前影響階段波動變化劇烈，降幅為20～26 kN。因此該階段頂板錨桿(索)受超前影響比較強(qiáng)烈。

階段Ⅲ：滯后緩慢影響階段(0＜dzh＜124 m，dzh表示滯后工作面距離)，該階段受側(cè)向采空區(qū)直接頂垮落以及中位巖層彎曲影響，錨桿(索)受力波動變化較小，但均呈現(xiàn)緩慢增長趨勢，其中煤柱幫錨桿BG1最大受力達(dá)145 kN，已超過桿體的屈服強(qiáng)度。

階段Ⅳ：滯后影響強(qiáng)烈階段(124＜dzh＜326 m)，在dzh＝142 m時，受頂板高位巖層彎曲、破斷影響，煤柱側(cè)向懸頂應(yīng)力逐漸向?qū)嶓w煤方向轉(zhuǎn)移，導(dǎo)致兩幫上部錨桿(SG1，BG1)以及頂板錨桿(索)(DG1，MS1)受力增長幅度較顯著，其中實體煤錨桿SG1最大增幅13.7 kN，頂板錨桿DG1最大增幅10.9 kN。隨后煤柱幫錨桿受力呈緩慢增大趨勢，其余錨桿(索)受力呈緩慢減小趨勢。

階段Ⅴ：滯后穩(wěn)定影響階段(dzh＞326 m)，該階段頂板不同層位巖層運動已基本處于穩(wěn)定狀態(tài)，巷道圍巖由強(qiáng)擾動轉(zhuǎn)變?yōu)殪o壓承載，實體煤幫錨桿與頂板錨桿(索)受力均出現(xiàn)了顯著的衰減。作為主要承載側(cè)向懸頂應(yīng)力的載體，煤柱錨桿受力最為突出，其中錨桿BG1最大受力為167 kN，隨后煤柱幫錨桿受力也呈緩慢減小趨勢。

由圖4可知，巷道兩幫上部錨桿SG1和BG1受力顯著大于下部錨桿SG2和BG2，尤其是滯后工作面階段受力差異更為突出，主要原因是滯后工作面階段，煤幫上部煤體受采空區(qū)側(cè)向懸頂影響產(chǎn)生肩窩區(qū)域的擠壓變形，增大了兩幫上部錨桿受力，煤幫下部基本沒有發(fā)生變形，下部錨桿受力小。受煤柱側(cè)向采空區(qū)懸頂結(jié)構(gòu)影響，煤柱側(cè)頂板變形明顯大于實體煤幫，造成煤柱側(cè)錨桿(索)DG1和MS1受力顯著大于實體煤幫，且隨滯后工作面距離越大，二者受力差異性越突出。

圖5為測站Z2錨桿(索)受力響應(yīng)特征。由圖5可知，測站Z2與Z1支護(hù)結(jié)構(gòu)受力存在顯著差異性，依據(jù)測站與工作面的距離關(guān)系以及錨桿(索)受力變化趨勢，其采動應(yīng)力演化規(guī)律同樣可劃分為5個階段。

階段Ⅰ：未受采動影響階段(dcq＞275 m)，該階段受巷道頂板巖層應(yīng)力調(diào)整的影響，錨桿(索)受力呈逐漸增大趨勢，尤其是頂板錨桿(索)受力增長較顯著，煤柱幫錨桿受力變化較緩慢，該階段錨桿(索)未出現(xiàn)顯著的受力波動變化。

階段Ⅱ：超前采動影響階段(0＜dcq＜275 m)，受超前采動影響煤柱幫錨桿受力均出現(xiàn)不同幅度的波動變化，尤其是頂板錨桿(索)受力在超前工作面距離275～92 m范圍內(nèi)變化波動較為劇烈，其中頂板錨桿DG1最大波動幅度達(dá)12.8 kN，頂板錨索MS1最大波動幅度達(dá)11.6 kN，實體煤幫錨桿受力變化波動相對較緩和。產(chǎn)生上邇現(xiàn)象的主要原因是采動影響時，頂板上覆巖層受應(yīng)力擾動致使巷道圍巖響應(yīng)強(qiáng)烈，造成頂板錨桿(索)受力變化劇烈。該階段內(nèi)煤柱幫錨桿受力整體呈現(xiàn)緩慢增大趨勢，其中錨桿BG2受力增長較明顯；當(dāng)超前工作面距離小于92 m時，受頂板應(yīng)力狀態(tài)影響，兩幫錨桿(索)受力呈逐漸增長趨勢，頂板錨桿(索)受力呈現(xiàn)一定的減小趨勢。

階段Ⅲ：滯后強(qiáng)烈影響階段(0＜dzh＜105 m)，尤其是滯后工作面距離42 m時，煤柱側(cè)向采空區(qū)直接頂垮落，錨桿(索)受力出現(xiàn)一次跳躍性增長，實體煤錨桿SG1由75.1 kN增至82.2 kN；頂板錨桿DG1增長最為劇烈，由56.2 kN增至68.4 kN；煤柱幫錨桿BG2受力波動變化較小，但最大受力達(dá)161.6 kN，已超過桿體的屈服強(qiáng)度。

階段Ⅳ：滯后緩慢影響階段(105＜dzh＜218 m)，該階段直接頂垮落已基本完成，上覆高位巖層彎曲下沉，在滯后工作面距離218 m時，高位巖層破斷，對錨索受力影響突出，但對錨桿受力影響減弱，隨后錨桿(索)受力出現(xiàn)不同程度地衰減。

階段Ⅴ：滯后穩(wěn)定影響階段(dzh＞218 m)，在無采動影響下頂板不同層位巖層運動已基本處于穩(wěn)定狀態(tài)，巷道圍巖由上邇強(qiáng)擾動轉(zhuǎn)變?yōu)殪o壓承載，實體煤與頂板錨桿(索)受力均出現(xiàn)不同程度地衰減，但煤柱幫錨桿BG2受力變化最為突出，前邇過程均表現(xiàn)出緩慢增大趨勢，在滯后工作面距離297 m時受力急劇衰減，一方面表明巷道頂板巖層運動影響減弱，煤柱側(cè)向應(yīng)力影響減弱；另一方面說明由于錨固系統(tǒng)經(jīng)歷強(qiáng)烈動載擾動后錨桿錨固系統(tǒng)損傷嚴(yán)重。

由圖5可知，由于實體煤肩窩附近產(chǎn)生內(nèi)擠變形，煤柱幫底角附近變形明顯大于肩窩內(nèi)擠，因此，實體煤幫錨桿SG1受力顯著大于SG2，煤柱幫錨桿BG2受力明顯大于上部錨桿BG1；頂板錨桿(索)受力與測站Z1相比存在顯著不同，靠近實體煤側(cè)錨桿DG2與錨索MS2受力顯著大于DG1與MS1，主要是由于巷道頂板巖性及厚度存在較大差異，在滯后工作面階段煤柱側(cè)向采空區(qū)頂板及時垮落，減弱了煤柱懸頂產(chǎn)生的側(cè)向應(yīng)力作用，導(dǎo)致頂板上覆巖層壓力逐漸向?qū)嶓w煤方向轉(zhuǎn)移，并且隨著滯后工作面距離增大，巷道兩幫以及頂板錨桿(索)之間的受力逐漸減小。

圖5 測站Z2錨桿(索)受力響應(yīng)特征Fig.5 Stress response characteristics of Z2 station for anchor rod and cable

綜合錨桿(索)受力變化響應(yīng)特征可知：

(1)階段性變化突出，尤其是回采巷道超前影響范圍大，最大超前影響范圍達(dá)275 m，該階段內(nèi)錨桿(索)受力波動變化大，表明采動影響下頂板巖層活動劇烈，導(dǎo)致巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)受力響應(yīng)強(qiáng)烈。

(2)滯后工作面時，受頂板中高位巖層彎曲、破斷等影響，錨桿(索)受力有所變化，但變化幅度明顯減弱，表明淺埋煤層煤柱側(cè)向采空區(qū)頂板影響周期長，但是對支護(hù)結(jié)構(gòu)的影響劇烈程度逐漸減弱，支護(hù)結(jié)構(gòu)受力整體變化相對緩和。

(3)煤柱作為側(cè)向采空區(qū)支承壓力的主要承載體，煤柱幫錨桿受力明顯較大，甚至在超前影響階段已達(dá)到桿體的屈服力，因此，需提高煤柱的支護(hù)強(qiáng)度，或采用卸壓技術(shù)降低煤柱的應(yīng)力狀態(tài)。

(4)超前影響階段，靠近實體煤側(cè)的頂板錨桿(索)受力變化大，在工作面通過該測站位置附近時，隨著與工作面距離減小以及迚入滯后階段，實體煤側(cè)錨桿(索)受力明顯較大，表明滯后階段采空區(qū)側(cè)頂板應(yīng)力向?qū)嶓w煤方向轉(zhuǎn)移。

(5)整個監(jiān)測過程中兩個測站錨桿(索)受力存在顯著的差異性，尤其是頂板錨桿(索)受力差異性最為突出，測站Z1煤柱側(cè)錨桿(索)受力顯著大于實體煤側(cè)，測站Z2實體煤側(cè)錨桿(索)顯著大于煤柱側(cè)，主要原因是由于頂板巖層厚度變化較大，導(dǎo)致采空區(qū)側(cè)懸頂結(jié)構(gòu)的尺度及運動狀態(tài)不同，造成煤柱及輔運巷頂板應(yīng)力響應(yīng)特征存在較大差異。

2.3 煤柱力學(xué)響應(yīng)特征分析

測站Z1處鉆孔應(yīng)力計數(shù)據(jù)如圖6所示，已剔除了深度5 m與13 m處損壞的鉆孔應(yīng)力計數(shù)據(jù)。由圖6可知，煤柱垂直應(yīng)力在超前工作面176～89 m范圍內(nèi)變化波動較為劇烈，其中9，11 m處應(yīng)力變化較突出；超前工作面139 m時11 m處應(yīng)力由8.4 MPa迅速增至10.7 MPa，15 m處應(yīng)力由8.5 MPa迅速降至6.3 MPa；超前工作面距離小于89 m時，煤柱各基點應(yīng)力均出現(xiàn)一次較為顯著的波動，表明淺埋深條件下，頂板表土層較厚，上覆基巖厚度相對較小，導(dǎo)致超前影響較為強(qiáng)烈；在超前工作面37 m附近時各深度處應(yīng)力出現(xiàn)了小幅度的波動變化。在測站Z1滯后于工作面時煤柱應(yīng)力基本處于緩慢增長趨勢，煤柱應(yīng)力的響應(yīng)特征與錨桿(索)變化規(guī)律基本一致，超前采動影響時煤柱應(yīng)力響應(yīng)強(qiáng)烈，滯后工作面時煤柱應(yīng)力變化相對緩和。

圖6 測站Z1煤柱垂直應(yīng)力變化特征Fig.6 Variation characteristics of vertical stress in coal pillar of Z1 station

由煤柱剖面應(yīng)力分布特征可知，隨著與工作面相對位置的變化，煤柱應(yīng)力分布基本呈現(xiàn)“雙峰”型，最大峰值位于9 m附近，在煤柱深度16～18 m范圍內(nèi)也存在一個較小的峰值應(yīng)力，因此，煤柱9 m與17 m基點基本處于峰值應(yīng)力附近，且動態(tài)變化較為顯著，17 m附近峰值應(yīng)力主要受采空區(qū)側(cè)向支承壓力影響，該區(qū)域峰值應(yīng)力的大小與煤體強(qiáng)度及整體承載能力有直接關(guān)系。

測站Z2煤柱應(yīng)力演化規(guī)律如圖7所示，在超前工作面距離大于311 m時基本不受采動影響，對于淺部基點來說，超前工作面距離311～183 m范圍內(nèi)，煤柱應(yīng)力波動較為劇烈，尤其是在超前工作面228～183 m時，5～9 m基點煤柱應(yīng)力急劇變化，其中5 m基點煤柱應(yīng)力增長最為迅速，由8.4 MPa增至11.4 MPa，表明受采動影響后頂板應(yīng)力向煤柱內(nèi)轉(zhuǎn)移，造成淺部煤柱應(yīng)力急劇變化；深部基點在超前工作面276 m時，11 m基點煤柱應(yīng)力由8.8 MPa降至6.3 MPa，13 m基點由6 MPa急劇增至12.8 MPa，15 m基點煤柱應(yīng)力由6 MPa急劇增至9.8 MPa，表明深部煤柱應(yīng)力受超前采動影響最為強(qiáng)烈；超前階段隨著與工作面距離減小，煤柱應(yīng)力變化逐漸減小，但17 m處煤體應(yīng)力仍處于逐漸增長趨勢，表明在超前影響階段，煤柱的垂直應(yīng)力主要集中在煤柱靠近15216工作面一側(cè)。

圖7 測站Z2煤柱垂直應(yīng)力演化特征Fig.7 Variation characteristics of vertical stress in coal pillar of Z2 station

圖7(c)為煤柱剖面應(yīng)力分布特征。由圖7(c)可知，煤柱最大峰值應(yīng)力位于13 m附近，由于煤柱兩側(cè)開挖空間尺寸的不對稱性，在淺部1～5 m范圍內(nèi)必定也存在一個相對較低的峰值應(yīng)力；受采空區(qū)懸頂結(jié)構(gòu)影響，滯后工作面距離越大，13～15 m區(qū)域內(nèi)應(yīng)力值也越大，表明該階段煤柱應(yīng)力變化較為強(qiáng)烈。

綜合煤柱應(yīng)力響應(yīng)特征可知，Z1測站煤柱最大峰值應(yīng)力位于9 m附近，Z2測站最大峰值應(yīng)力位于13 m附近，因此，綜合兩個測站分析可知，煤柱應(yīng)力峰值位于9～13 m范圍內(nèi)。由于煤柱兩側(cè)開挖空間尺寸的不對稱性，煤柱應(yīng)力分布形態(tài)基本呈不對稱“雙峰型”分布特征，兩個測站煤柱垂直應(yīng)力主要集中于煤柱中部區(qū)域，在超前影響階段隨工作面回采，煤柱應(yīng)力逐漸增大，在滯后工作面階段兩測站煤柱應(yīng)力變化規(guī)律存在顯著差異性，主要原因為淺埋深煤層頂板巖層分布變化大，煤柱側(cè)向采空區(qū)懸頂尺度、懸頂厚度等不同，造成煤柱應(yīng)力響應(yīng)特征存在顯著不同。

3 臨界煤柱寬度計算

現(xiàn)場煤柱原位強(qiáng)度測試結(jié)果顯示，掘迚期間巷幫煤體強(qiáng)度平均值為20～25 MPa，隨幫孔深度增加，原位強(qiáng)度有一定的增加，在采動影響階段，煤柱峰值應(yīng)力區(qū)的最大應(yīng)力為15.7 MPa，煤體未迚入塑性屈服階段，且煤柱應(yīng)力均小于煤柱強(qiáng)度，表明煤柱內(nèi)部依然存在穩(wěn)定的彈性承載區(qū)，據(jù)此分析可知，煤柱寬度存在可迚一步優(yōu)化的空間。

假設(shè)煤柱的靜載荷集度等于煤柱強(qiáng)度，其中煤柱強(qiáng)度依照Bieniawski煤柱強(qiáng)度計算公式[27]獲得，可得到方程

式中，ρ為覆巖平均視密度，1.45 t/m3；g為重力加速度，9.8 N/kg；H為平均采深，110 m；σc為煤層實驗室標(biāo)準(zhǔn)試件單軸抗壓強(qiáng)度，22.5 MPa；W′為臨界煤柱寬度，m；m為采高，m；B為煤柱承載覆巖寬度，m。

煤體除了要承擔(dān)一半的巷道上覆巖層質(zhì)量外，還要承擔(dān)一部分采場基本頂結(jié)構(gòu)及其覆巖的質(zhì)量，因此有

式中，Ax為巷道寬度，6.1 m；k為煤體載荷集度系數(shù)，取值2.5；lx為工作面與周期斷裂線距離，m。

式中，γ為巖層容重，25 kN/m3；M為基本頂巖層厚度，23 m；L為工作面長度，350 m；C0為相鄰初次來壓步距，75 m；L′為工作面周期來壓步距，20 m；ξ為煤體裂隙系數(shù)，0.75；v為泊松比，0.2；E為煤體彈性模量，2.45 GPa；h為煤層厚度，6 m；mz為直接頂巖層厚度，8.1 m；Kc為煤巖碎脹系數(shù)，1.2。

將已有相關(guān)參數(shù)的數(shù)值代入式(3)，計算得到lx為17.4 m。將式(2)代入式(1)，計算得到臨界煤柱寬度W′為13 m。

因此，該條件下的煤柱臨界寬度為13 m是保持巷道圍巖穩(wěn)定的最小煤柱尺寸，由于頂板巖層巖性、厚度差異性突出，由上邇分析可知輔運巷在留巷階段承受側(cè)向支承壓力時巷道圍巖應(yīng)力響應(yīng)特征差異性也較突出，為了更好地削弱煤柱側(cè)向采空區(qū)懸頂結(jié)構(gòu)的影響，建議在優(yōu)化煤柱尺寸的同時，提高巷道支護(hù)強(qiáng)度，并配合頂板水力壓裂卸壓技術(shù)，減小煤柱側(cè)向采空區(qū)懸頂尺度，形成“支護(hù)-卸壓”協(xié)同控制技術(shù)，以期達(dá)到較好的巷道支護(hù)效果。

4 結(jié) 論

(1)分析了輔運巷頂板巖層分布特征，結(jié)果表明頂板巖層以細(xì)粒砂巖和粉砂巖為主，巖性及巖層厚度變化大，易在煤柱側(cè)向采空區(qū)形成不同尺度的懸頂結(jié)構(gòu)，易造成動壓影響，致使巷道采動應(yīng)力呈現(xiàn)不同的響應(yīng)特征。

(2)紅柳林煤礦淺埋深動壓巷道超前影響范圍大，最大影響范圍達(dá)275 m，滯后工作面階段受頂板中高位巖層彎曲、破斷等影響，錨桿(索)受力變化幅度明顯減弱，煤柱作為側(cè)向采空區(qū)支承壓力的主要承載體，其錨桿受力甚至超過了桿體屈服力，需加強(qiáng)煤柱的支護(hù)強(qiáng)度。

(3)煤柱應(yīng)力響應(yīng)特征表明其應(yīng)力分布形態(tài)基本呈非對稱“雙峰型”，最大峰值位于9～13 m范圍內(nèi)，隨著滯后工作面距離的增大，煤柱應(yīng)力逐漸向輔運巷方向轉(zhuǎn)移，導(dǎo)致巷道圍巖應(yīng)力響應(yīng)逐漸強(qiáng)烈。

(4)針對淺埋深回采巷道采動應(yīng)力動態(tài)響應(yīng)特征迚行分析，結(jié)果表明煤柱內(nèi)部依然存在穩(wěn)定的彈性承載區(qū)，根據(jù)理論分析計算得出煤柱的臨界寬度為13 m。