区段煤柱中巷支承压力演化规律研究

区段煤柱中巷支承压力演化规律研究
张艳丽
【摘要】以黄陵某煤矿区段煤柱中巷为背景,采用相似模拟实验方法,研究在充分采动后煤柱的应力分布规律以及在一侧煤柱中开挖巷道过程中另一侧煤柱的应力分布特征,探究上覆岩层的变形破坏规律及应力分布情况.研究结果表明,工作面采动后形成的倒三角结构和在一侧煤柱中开挖巷道是另一侧煤柱压力增大的主要原因,同时得出煤柱失稳垮落后上覆岩层的破坏范围,对巷道支护具有一定的指导意义.
【期刊名称】《现代矿业》
【年(卷),期】2012(000)006
【总页数】4页(P8-11)
【关键词】相似模拟;煤柱;支承压力;变形破坏
【作者】张艳丽
【作者单位】西安科技大学能源学院;教育部西部矿井开采与灾害防治重点实验室【正文语种】中文
某煤矿原井田边界内煤炭资源枯竭，为延长矿井服务年限，充分利用原井田边界以外煤炭资源，在采空区留下的相邻两条块区段煤柱中分别试掘运输巷和回风巷。

目前回风巷已掘过采空区，巷道长达1 000余m，运输巷已掘500余m。

在掘进期间，特别是掘出不久，两条巷道均出现压力较大，难以支护的问题，直接影响了正常掘进，导致安全隐患大，支护成本高。

通过物理相似模拟，定量和定性地分析了巷道压力产生的根源，为确定技术可行，
经济合理的支护方案，进而实现技术经济均较优的支护提供可靠的科学依据。

该矿井所采的2＃煤层顶板为松软的深灰色泥岩，砂质泥岩和粉砂岩，厚1.5～19.19 m，一般6～10 m，分布较为普遍，局部地方有伪顶（炭质泥岩或泥岩），厚0.65～1.0 m。

据物理试验，2＃煤层顶板垂直抗压强度为233～257 kg／cm2，抗拉强度为8～47 kg／cm2，抗剪强度为29 kg／cm2。

2＃煤层底板为泥岩，碳质泥岩，厚0.6～10.65 m，一般2～6 m，较松软，分布普遍，抗压强度为348～598 kg／cm2，抗拉强度为140 kg／cm2，抗剪强度为65 kg／cm2。

煤岩原始地质资料见图1。

2.1 相似参数及相似材料的选择
模型选取几何相似常数为100，容重相似常数为1.6。

根据相似理论确定如下相似常数：应力及强度相似常数为160，时间相似常数为10，载荷相似常数为
1.6×106。

相似材料用河沙、粉煤灰、石膏、碳酸钙按配比混合加水搅拌均匀后装入模型架，分层材料用8～20目的云母粉，配比见表1。

2.2 相似材料模型的铺设
选用5 000 mm×1 350 mm×200 mm的模型架，铺装模型时首先将编号从
A1～A36，B1～B36和C1～C23 95个压力传感器标定后铺设于模型的最底部，
其中A34～A36和B1～B3号传感器位于1＃煤柱下方，B24～B29号传感器位于2＃煤柱下方。

将各种相似材料按照确定的配比进行混合拌匀后加适量水，再进行搅拌后装入模型内部，并用重物将材料夯实到所需密度，铺装好的实验模型见图2。

2.3 测试手段
采用108路压力计算机数据采集系统及CLYB-114型压力传感器监测煤柱支承压
力分布，PENTAX R-322NX型光学全站仪监测上覆岩层位移，百分表观测地表位
移变化。

压力传感器、全站仪测点及百分表的布置方案见图3。

3.1 开采工作面
考虑到边界效应，在距模型左右边界各留50 m作为边界条件。

首先开采3005工作面，从左到右依次开采，然后开采3007工作面和3006工作面，开采顺序从工作面中央向左右两侧推进，工作面每次推进5 m。

工作面开采
结束后3005、3006和3007采空区上覆岩层垮落高度分别达到63、49和61 m。

由工作面开采前后的应力变化特征曲线分析可知，在工作面的推进过程中，采空区下方的应力明显降低，工作面前方形成超前支承压力，随着工作面的推进而移动，超前支承压力影响范围约为25 m，应力增高系数为1.3。

在一侧工作面推进过程中，煤柱和其它侧工作面应力都有显著增加。

在工作面开采结束后，左右侧煤柱应力有了明显的增加，应力由最初的3.185 MPa增至17.9 MPa和17.5 MPa，应
力集中系数约6，并且出现在煤柱的中间位置。

见图4（a）。

上覆岩层表面测点坐标显示，在工作面采完之后，3005，3006和3007采空区上覆岩层0～60 m，离煤层越近岩层位移量越大，变形破坏也最严重，尤其是采空
区中间位置，岩层的最大位移分别达到1.8，2.2和2.4 m，此时的开采活动还没
有影响到地表。

见图4（b）。

3.2 开挖煤柱中巷和沿空留巷
工作面采完待稳定后，在左侧煤柱和右侧煤柱中分别开挖煤柱中巷和沿空留巷，煤柱中巷位于左侧煤柱中心位置，沿空留巷位于距右侧煤柱中心为5 m的位置，其
尺寸均为5m×2 m。

待稳定后，将沿空留巷和3007采空区间的5 m煤墙从
3007采空区侧采至3 m，随后3 m煤墙完全破坏。

图5表明，在左侧煤柱开挖中巷的过程中，巷道下方应力降低，应力向两侧煤柱
转移，两侧煤柱应力有了明显的增加，在距左侧煤柱巷中心位置12.5 m处（靠近3005采空区侧），煤柱应力出现最大值20.96 MPa；右侧煤柱应力也有一定程度
的增加，在距右侧煤柱中心位置12.5 m处（靠近3006采空区侧）出现煤柱应力最大值19.08 MPa。

在右侧煤柱中开挖沿空巷道时，应力最大值出现在25 m煤
柱的中心位置，其值为24.15 MPa，此时，左侧煤柱最大应力已增至22.20 MPa。

由此可见，在一侧煤柱中开挖巷道时造成另一侧煤柱应力明显增加。

在此过程中上覆岩层没有明显的变化。

在沿空巷道右侧5 m小煤柱被采至3 m之后，3 m煤墙只承担1.5 MPa的力，煤柱已经破坏，煤柱原来承担的力均被沿空巷道左侧煤柱
吸收，此时，左侧煤柱应力也有所增大。

由于左右侧煤柱承载了更多的上覆岩层压力，形成了2个倒三角结构，致使煤柱
失稳垮落。

在左侧煤柱失稳垮落后，右侧煤柱应力增大至31.17 MPa，3005和3006采空区应力也有所增大，尤其是采空区中部，在垮落岩层进一步稳定的过程中，采空区再次承受部分上覆岩层的压力，其值增加较大；3007采空区应力变化不是很明显、只有很小范围的应力增加，此时，地表下沉很明显，全站仪测点位移量和百分表位移量都很大，尤其是位于左侧煤柱上方的3＃、4＃和5＃及位于右侧煤柱上方的
9＃，其位移量（下沉量）分别达到2.6、2.9、2.7及0.1 m，它百分表也有一定
的位移量，表明左侧煤柱的失稳垮落较大范围的影响到地表，其平均下沉量为0.1 m，见图6。

在右侧煤柱失稳垮落后，采空区应力较左侧煤柱失稳垮落后的又有所增加，但还是远小于初始应力，全站仪测点及百分表位移数据显示，上覆岩层在铅直方向的位移较水平方向大，而且上覆岩层移动已影响到上方0～60 m，离煤层顶板0～30 m
铅直方向位移量较大，最大达2.4 m。

此时，对地表的影响范围和影响程度都明显增加，右侧煤柱上方及3006、3007采空区下沉尤为显著，即6＃、7＃、8＃、9＃和10＃百分表的位移量分别达3.0、3.1、3.1、3.2和3.2 m，此时，左侧煤柱
及3005采空区上方也有一定的下沉，5＃百分表位移量为0.4 m。

左侧边界煤柱
靠近采空区侧应力较左侧煤柱垮落后有较大幅度的增加，这时应力已远远大于初始应力；右侧边界煤柱应力较左侧煤柱垮落后有较大幅度的降低，但此时应力仍大于初始应力。

（1）当工作面采完之后，中巷所处位置为区段煤柱应力集中区域，该煤柱为两侧长壁采空后所形成的倒三角上覆岩体的主要承载体，随着采空区岩层垮落和上覆岩层裂隙继续向地表扩展，应力值逐渐增加，左侧煤柱和右侧煤柱中巷位置应力大小约为17.9和17.5MPa，应力集中系数高达6。

在高应力作用下，部分煤柱处于塑性状态，且部分范围内煤体已经出现破坏。

此时，3005、3006和3007采空区上覆岩层垮落高度约为63，49和61 m，在此范围内，离煤层越近的岩层位移量越大，变形破坏也最为严重。

（2）在左侧煤柱中开挖煤柱中巷后，煤柱应力向巷道两侧煤体中转移，此时，煤柱承受的最大应力为20.96 MPa，在开挖煤柱中巷的过程中，右侧煤柱应力也受到影响，最大应力为19.08 MPa。

在右侧煤柱中开挖沿空巷道后，煤柱承受的最大应力为24.15 MPa，在开挖煤柱中巷的过程中，左侧煤柱应力也受到影响，应力最大值已增至22.20 MPa。

由此可见，在开挖一侧巷道时对另一侧煤柱应力有很大影响。

（3）当左侧煤柱失稳垮落后，上覆岩层移动扩展至地表，出现新的裂隙并与原有的裂隙贯通，此时，左侧煤柱上方的地表下沉明显，下沉量平均达到2.7 m，3005、3006和3007采空区及右侧煤柱上方，其平均下沉量为0.1 m，此时，沿空留巷右侧煤柱的左侧煤体承担了更多上覆岩层的载荷，最大载荷增至31.17 MPa。

当右侧煤柱失稳垮落后，上覆岩层移动继续向地表扩展，对地表的影响范围和程度都明显增加，右侧煤柱上方及3006、3007采空区下沉尤为显著，下沉量平均达到3.1、3.2和3.2 m，此时，左侧煤柱及3005采空区上方的也有一定
的下沉，其平均下沉量为0.1 m。

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