周禮杰，陳 亮，程志恒，艾 國，孔德中，王 蕾，王宏冰，郭 凱

（1.貴州大學(xué) 礦業(yè)學(xué)院，貴州 貴陽 550025；2.華北科技學(xué)院 安全監(jiān)管學(xué)院，北京 101601；3.華北科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，北京 101601；4.神木職業(yè)技術(shù)學(xué)院，陜西 神木 719399；5.北京理工大學(xué) 管理與經(jīng)濟(jì)學(xué)院，北京 100081；6.中國煤炭學(xué)會(huì)，北京 100013；7.北京科技大學(xué) 土木與資源工程學(xué)院，北京 100083）

0 引 言

沿空掘巷留煤柱開采技術(shù)在煤礦開采領(lǐng)域內(nèi)得到了廣泛的應(yīng)用［1－2］，能大大減少企業(yè)煤炭資源的浪費(fèi)，在鄰近工作面應(yīng)力卸壓區(qū)內(nèi)掘進(jìn)巷道能有效避免地應(yīng)力與工作面回采的影響，實(shí)現(xiàn)井下安全作業(yè)與節(jié)材節(jié)能的目的［3－4］。 沿空掘巷留煤柱開采技術(shù)對(duì)防治煤與瓦斯突出效果顯著。 由于沿空掘巷改變了原有的地應(yīng)力分布和瓦斯流場(chǎng)分布，釋放瓦斯?jié)撃艿耐瑫r(shí)進(jìn)行本煤層鉆孔閉合瓦斯預(yù)抽，降低了煤層中的瓦斯壓力和瓦斯含量，可以有效降低煤層掘進(jìn)面突出的危險(xiǎn)［5－7］，同時(shí)，減少消突過程中的鉆孔工程量和時(shí)間等。 綜上所述，對(duì)于突出煤層沿空掘巷煤柱寬度研究有著重大的實(shí)際意義。

國內(nèi)外科學(xué)工作者對(duì)于沿空掘巷煤柱做了大量的研究，取得了豐碩的成果。 姜耀東等［8］應(yīng)用地應(yīng)力測(cè)量和三維建模技術(shù)，開展了褶曲構(gòu)造應(yīng)力場(chǎng)的反演研究，探索出一種確定構(gòu)造應(yīng)力區(qū)沿空巷道合理窄煤柱寬度方法。 王志強(qiáng)等［9］分析沿空巷道圍巖應(yīng)力分布狀態(tài)，研究并評(píng)價(jià)常規(guī)工作面與錯(cuò)層位工作面兩者情況下沿空巷道圍巖支承壓力分布特征及沿空巷道沖擊危險(xiǎn)性。 鄭錚等［10］研究了不同寬度煤柱影響下的巷道圍巖破碎機(jī)理與控制方法，采用了“內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”理論和偏應(yīng)力第二不變量表征特性，通過建立沿空斜頂巷道力學(xué)模型并加以推導(dǎo)，得出合理窄煤柱寬度為10 m。 趙鵬翔等［11］從煤柱寬度影響應(yīng)力變化的方向出發(fā)，采用理論、模擬及監(jiān)測(cè)相結(jié)合的研究方法，來探究傾斜煤層沿空掘巷窄煤柱垂直及水平應(yīng)力變化的規(guī)律，最終得出窄煤柱的合理寬度為4 m。 文獻(xiàn)［12－15］通過數(shù)值模擬軟件對(duì)留設(shè)不同寬度煤柱進(jìn)行模擬，并分析了煤柱的圍巖應(yīng)力、變形及塑性區(qū)分布規(guī)律，得出了合理的煤柱寬度。 張廣超等［16］采用FLAC3D數(shù)值分析了不同煤柱寬度下圍巖主應(yīng)力差、變形及破壞演化規(guī)律，認(rèn)為合理煤柱寬度為6～10 m，并結(jié)合實(shí)際地質(zhì)和生產(chǎn)條件確定了合理的煤柱寬度為8 m。 沈威等［17］從沿空掘巷應(yīng)力動(dòng)態(tài)變化問題出發(fā)，采用鉆屑法得出走向方向煤層應(yīng)力動(dòng)態(tài)變化特征。 劉金海等［18］從沖擊地壓角度出發(fā)，對(duì)采區(qū)下山保護(hù)煤柱寬度進(jìn)行研究，得到煤礦工作面采動(dòng)影響的范圍，提出了以防范各類沖擊地壓為原則的采區(qū)下山保護(hù)煤柱寬度的綜合確定方法。 王恩等［19］從工作面采動(dòng)影響角度出發(fā)，采用模擬軟件模擬上煤層遺留煤柱集中應(yīng)力、本煤層鄰近工作面及本工作面采動(dòng)對(duì)煤巷穩(wěn)定性的影響。

綜上所述，在前人沿空掘巷留設(shè)煤柱的研究當(dāng)中多集中在沒有突出危險(xiǎn)的煤層中，對(duì)突出厚煤層沿空掘巷煤柱寬度研究較少。 基于此，以新集二礦230102工作面為研究對(duì)象，采用鉆孔測(cè)力計(jì)實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)隨煤層采動(dòng)時(shí)鄰空煤體應(yīng)力變化情況，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)際地質(zhì)情況，建立FLAC3D數(shù)值模型模擬煤層采動(dòng)以及沿空掘巷時(shí)留設(shè)不同窄煤柱情況并進(jìn)行分析，在工作面前后選取煤樣進(jìn)行瓦斯含量的測(cè)量，得出合理的卸壓消突范圍和沿空掘巷留設(shè)的煤柱寬度。

1 工程地質(zhì)概況

1.1 現(xiàn)場(chǎng)概況

新集二礦位于安徽省淮南市毛集實(shí)驗(yàn)區(qū)花家湖境內(nèi)，礦井目前開采煤層為1 煤組，傾角在1°～15°，平均7°，其工作面主要開采1 煤組的1上煤，1上煤煤層厚度平均4.4 m。 根據(jù)地質(zhì)資料顯示，新集二礦地質(zhì)勘探線1 線以東、2201 采區(qū)運(yùn)煤行人上山以西、標(biāo)高－581.4 m 以深區(qū)域1 煤層組為突出危險(xiǎn)區(qū)。

礦井現(xiàn)開采230102 工作面，其位于新集二礦二水平東翼2301 采區(qū)，工作面采高4.4 m，傾向長度150 m，走向長度604 m。 230106 工作面為下一開采工作面，230106 上底板巷作為煤層瓦斯合理測(cè)定的取樣地點(diǎn)；試驗(yàn)巷道230102 運(yùn)輸巷為矩形斷面，高3.2 m，寬3.5 m，230106 上底板巷與230102 運(yùn)輸巷水平投影距離為60 m。 試驗(yàn)巷道平面、剖面布置如圖1、圖2 所示，煤層賦存柱狀如圖3 所示。

圖1 試驗(yàn)巷道平面布置Fig.1 Plane layout of test roadway

圖2 試驗(yàn)巷道剖面示意Fig.2 Diagram of test roadway section

圖3 煤層賦存柱狀Fig.3 Occurrence histogram of coal seam

1.2 待解決問題

礦井正開采230102 工作面，準(zhǔn)備開掘新的備用工作面以完善采掘接替，之前礦井煤柱留設(shè)寬度一般超過20 m，在突出煤層中消突工程量投入巨大。 礦井1煤組的瓦斯體積分?jǐn)?shù)在3.4 ～8.9 m3／t，瓦斯壓力在0.15～1.8 MPa，瓦斯放散初速度在2.9～9.4，煤層厚度為4.4 m，可以看出，這是典型的突出厚煤層。

為了解決突出厚煤層開采時(shí)遺留過多煤柱與消突工程量投入巨大的問題，亟需綜合考慮突出厚煤層中沿空煤體應(yīng)力分布、沿空掘巷支護(hù)維穩(wěn)及卸壓消突范圍進(jìn)而確定留設(shè)煤柱的科學(xué)合理寬度。

2 鄰空煤體應(yīng)力理論分析

工作面回采后，采空區(qū)周圍巖體內(nèi)原巖應(yīng)力場(chǎng)平衡被打破，圍巖應(yīng)力重新分布。 在工作面推進(jìn)過程中，采空區(qū)上部的直接頂會(huì)因?yàn)樽陨碇亓蜕细矌r層壓力而冒落，若冒落巖石的碎脹系數(shù)較小，直接頂?shù)拿奥涓叨炔荒艹涮畈煽諈^(qū)的空間，此時(shí)上覆巖層在下部沒有足夠的支承力導(dǎo)致其在上部應(yīng)力的作用下向下運(yùn)動(dòng)，進(jìn)而帶動(dòng)整個(gè)采空區(qū)上部的巖層向下運(yùn)動(dòng)，這樣在采空區(qū)的上部形成垮落帶、斷裂帶和彎曲下沉帶。 對(duì)于采空區(qū)周圍的煤體而言，由于其沒有回采，采空區(qū)上部巖層的重力將向采空區(qū)周圍的煤體支承點(diǎn)轉(zhuǎn)移，由周圍的煤體起到支承作用，從而在采空區(qū)周圍的煤體形成了支承應(yīng)力帶；工作面推進(jìn)時(shí)在前方形成超前支承應(yīng)力，這個(gè)支承應(yīng)力隨著工作面的推進(jìn)而向前運(yùn)動(dòng)，它是一個(gè)鄰時(shí)的超前支承應(yīng)力；當(dāng)工作面推過之后，在工作面后方會(huì)形成一個(gè)側(cè)向支承應(yīng)力，這個(gè)采空區(qū)的側(cè)向支承應(yīng)力則不會(huì)隨著工作面的推進(jìn)而變化，是固定支承應(yīng)力［20－23］。 如圖4 所示。

圖4 鄰空煤體應(yīng)力分布Fig.4 Stress distribution of adjacent coal

工作面一側(cè)采空后，根據(jù)煤體破壞程度及應(yīng)力分布狀態(tài)，可分為破裂區(qū)（Ⅰ）、塑性區(qū)（Ⅱ）、應(yīng)力增高區(qū)（Ⅲ）和原巖應(yīng)力區(qū)（Ⅳ），如圖5 所示。

圖5 回采工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力分布Fig.5 Distribution of lateral bearing stress instoping face

支承應(yīng)力峰值與采空區(qū)邊緣的距離為極限平衡區(qū)寬度x0［24］，即

式中：m為煤層開采厚度；K為應(yīng)力集中系數(shù)；H為煤層埋深；γ為覆巖容重；p1為煤幫側(cè)護(hù)力；C為煤體黏聚力；φ為煤體內(nèi)摩擦角；f為煤層與頂、底板的摩擦因數(shù)；ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)。

由式（1）可以發(fā)現(xiàn)，極限平衡區(qū)寬度與煤層開采厚度呈正比，與煤幫側(cè)護(hù)力呈反比。 由于工作面采空后，巷幫支護(hù)體對(duì)實(shí)體煤側(cè)支護(hù)作用已失效，故p1＝0。 230102 工作面具體參數(shù)為：H＝650 m，m＝4.4 m，φ＝28.25°，C＝3.52 MPa，γ＝25 kN／m3，應(yīng)力集中系數(shù)K取4，煤層與頂、底板的摩擦因數(shù)f取0.7，分別代入式（1），得到極限平衡區(qū)寬度x0＝9.18 m，由于應(yīng)力集中系數(shù)K是根據(jù)經(jīng)驗(yàn)取值，即230102工作面推進(jìn)時(shí)，支承應(yīng)力峰值會(huì)出現(xiàn)在鄰空煤體x0＝9.18 m 附近。

綜上所述，在工作面回采推進(jìn)過程中，鄰空煤體（煤柱側(cè)）應(yīng)力分布特征是隨煤柱方向逐漸增大后減小至平緩的穩(wěn)定狀態(tài)的，雖然理論計(jì)算應(yīng)力峰值出現(xiàn)的距離為9.18 m 附近，但由于工作面推進(jìn)的動(dòng)態(tài)過程難以定量分析鄰空煤體內(nèi)的應(yīng)力大小分布，即采用鉆孔測(cè)力計(jì)實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)隨煤層采動(dòng)時(shí)鄰空煤體垂直應(yīng)力變化情況，以及根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)際地質(zhì)情況，建立FLAC3D數(shù)值模型模擬煤層采動(dòng)時(shí)鄰空煤體的垂直應(yīng)力分布情況并加以分析其特征。

3 鄰空煤體應(yīng)力研究與分析

3.1 監(jiān)測(cè)裝置與監(jiān)測(cè)方案

3.1.1 監(jiān)測(cè)裝置

監(jiān)測(cè)裝置采用ZLGH 型振弦式鉆孔測(cè)力計(jì)與GSJ－2A 型電腦檢測(cè)儀，通過鉆孔專用安裝工具裝設(shè)好鉆孔測(cè)力計(jì)，直接使用GSJ－2A 型電腦檢測(cè)儀讀出應(yīng)力，監(jiān)測(cè)裝置如圖6 所示。

圖6 鉆孔測(cè)力計(jì)與檢測(cè)儀Fig.6 Borehole dynamometer and detector

3.1.2 監(jiān)測(cè)方案

在230102 工作面前方60 m 處的230102 運(yùn)輸巷煤柱側(cè)設(shè)置了4 個(gè)鉆孔用于采動(dòng)應(yīng)力監(jiān)測(cè)，其鉆孔深度分別為7、12、17 和22 m，鉆孔間隔2 m 分別編號(hào)1、2、3、4 號(hào)，距底板1.2 m 左右，并安裝好測(cè)力計(jì)用于垂直應(yīng)力監(jiān)測(cè)，往測(cè)力計(jì)周邊澆筑砂漿，以確保測(cè)力計(jì)與孔壁間完全接觸，如圖7 所示。

圖7 應(yīng)力監(jiān)測(cè)鉆孔布置Fig.7 Borehole layout for stress monitoring

3.2 監(jiān)測(cè)結(jié)果及分析

從230102 工作面距1 號(hào)孔位置55 m 處開始監(jiān)測(cè)，工作面日推進(jìn)距離為5 m／d，到工作面超過1 號(hào)孔位置30 m 處時(shí)停止監(jiān)測(cè)，共監(jiān)測(cè)18 d，其監(jiān)測(cè)記錄如圖8 所示。

圖8 各鉆孔測(cè)力計(jì)應(yīng)力隨測(cè)點(diǎn)至工作面的距離變化曲線Fig.8 Curve of stress variation of borehole dynamometer with distance between measuring points and working surface

分析圖8 可知：①隨230102 工作面開采推進(jìn)，當(dāng)工作面距1 號(hào)鉆孔測(cè)力計(jì)40 m 左右時(shí)，測(cè)力計(jì)上有數(shù)值變化，說明測(cè)力計(jì)上的感應(yīng)接片受到采動(dòng)應(yīng)力的垂直作用，工作面繼續(xù)推進(jìn)，測(cè)力計(jì)數(shù)值呈現(xiàn)先變大后變小，最后趨于平穩(wěn)的趨勢(shì)，當(dāng)工作面推進(jìn)到距1 號(hào)孔15 m 處時(shí)，測(cè)力計(jì)數(shù)值突然增加至最大值，為49.39 MPa，后隨著工作面的推進(jìn)其數(shù)值大小保持在約42 MPa；②相對(duì)于2 號(hào)鉆孔測(cè)力計(jì)，測(cè)力計(jì)數(shù)值變化是在距工作面前方30 m 左右，當(dāng)工作面推進(jìn)到距2 號(hào)孔10 m 處時(shí)測(cè)力計(jì)取最大值，為32.49 MPa，隨著工作面的推進(jìn)繼續(xù)變小并保持平穩(wěn)的規(guī)律，其大小約在29 MPa；③3 和4 號(hào)鉆孔測(cè)力計(jì)數(shù)值變化則是在工作面前方25 m 處左右，但2 個(gè)鉆孔測(cè)力計(jì)的數(shù)值變化差距不大，約在工作面到達(dá)鉆孔位置處取得最大值，約為28 MPa，后隨著工作面進(jìn)行推進(jìn)并保持平穩(wěn)，其應(yīng)力大小保持在24 MPa左右；④1～4 號(hào)鉆孔測(cè)力計(jì)數(shù)值上均有應(yīng)力數(shù)值突然增高的現(xiàn)象，說明應(yīng)力增高至最大值時(shí)，該處煤體受到此時(shí)的最大應(yīng)力作用。

結(jié)合圖5 和圖8 分析可知，隨著采動(dòng)工作面的不斷推進(jìn)，采動(dòng)應(yīng)力作用于測(cè)力計(jì)，致使測(cè)力計(jì)周邊砂漿受應(yīng)力作用逐漸增大至砂漿破碎作用在測(cè)力計(jì)上，測(cè)力計(jì)應(yīng)力數(shù)值突增，當(dāng)應(yīng)力數(shù)值到達(dá)峰值后隨時(shí)間和工作面推進(jìn)逐漸降低并趨于平穩(wěn)，這是由于工作面回采后引起周圍煤體的原巖應(yīng)力將重新分布，原本施加在回采工作面煤體上方的應(yīng)力轉(zhuǎn)移到周圍煤體上，導(dǎo)致周圍煤體承受應(yīng)力大于原巖應(yīng)力，當(dāng)轉(zhuǎn)移的應(yīng)力分配完成煤體達(dá)到一種相對(duì)穩(wěn)定的狀態(tài)時(shí)，這部分煤體承受的應(yīng)力將趨于穩(wěn)定。

根據(jù)1～4 號(hào)鉆孔應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果可知， 1 號(hào)鉆測(cè)力計(jì)穩(wěn)定在42 MPa，2 號(hào)鉆孔測(cè)力計(jì)穩(wěn)定在29 MPa，3、4 號(hào)鉆孔測(cè)力計(jì)穩(wěn)定在24 MPa，且根據(jù)式（1）中計(jì)算原巖應(yīng)力為σy＝16.25 MPa，即表明鄰空煤體0 ～22 m 處于破裂區(qū)、塑性區(qū)和應(yīng)力增高區(qū)的區(qū)域；根據(jù)式（1）計(jì)算得出極限平衡區(qū)寬度x0＝9.18 m，支承應(yīng)力峰值σf＝65 MPa，說明在1 號(hào)鉆孔處測(cè)得的不是支承應(yīng)力峰值，支承應(yīng)力峰值會(huì)出現(xiàn)在鄰空煤體7～12 m。

3.3 鄰空側(cè)煤體應(yīng)力分布的數(shù)值分析

3.3.1 模型建立

以新集二礦230102 工作面煤層地質(zhì)條件為背景，采用FLAC3D進(jìn)行數(shù)值模擬。 模型長×寬×高＝300 m×300 m×70 m，煤層與巖層厚度如圖3 所示，模型上部邊界垂直應(yīng)力按深度610 m、容重25 kN／m3考慮，在模型上部施加垂直方向15.25 MPa 的載荷，代表上部巖體自重，并分別在鄰空煤體側(cè)（230106 工作面煤體內(nèi)）距230102 運(yùn)輸巷3、5、7、9、11、13、15、17、19、21 m 范圍內(nèi)布置10 組應(yīng)力測(cè)線，通過模擬230102 工作面回采過程，分析鄰空煤體的應(yīng)力分布，進(jìn)而確定230102 工作面回采后卸壓分布范圍。 材料破壞采用Mohr－Coulomb 強(qiáng)度準(zhǔn)則，能夠比較全面地反映巖石的強(qiáng)度特性。 應(yīng)力測(cè)線布置如圖9 所示，煤層及頂?shù)装鍘r石力學(xué)性能參數(shù)見表1。

圖9 應(yīng)力測(cè)線布置Fig.9 Layout of stress line

表1 煤層及頂?shù)装鍘r石力學(xué)性能參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of roof and floor rock

3.3.2 模型模擬分析

230102 工作面傾向長150 m，開挖200 m，開挖模擬如圖10 所示，230102 工作面回采后垂直應(yīng)力分布如圖11 所示。

圖10 230102 工作面開挖模擬示意Fig.10 Schematic diagram of excavation simulation of No.230102 working face

圖11 230102 工作面回采后垂直應(yīng)力分布Fig.11 Vertical stress distribution nephogram of No.230102 working face after stoping

鄰空煤體至230102 工作面不同距離測(cè)線應(yīng)力變化迭代如圖12 所示，由圖12 可得，隨著230102工作面回采的進(jìn)行，各測(cè)線上的垂直應(yīng)力均從一個(gè)比較小的數(shù)逐漸增大，當(dāng)增大到某一固定值時(shí)，穩(wěn)定下來，不再增長，且由于距230102 運(yùn)輸巷距離的不同，鄰空煤體側(cè)各位置所受到的采動(dòng)卸壓影響程度各不相同，表現(xiàn)為各位置處的垂直應(yīng)力峰值不同，但在工作面回采模擬計(jì)算至4.8×103步時(shí)各位置的垂直應(yīng)力變化逐漸趨于穩(wěn)定。

圖12 測(cè)線應(yīng)力變化Fig.12 Stress change of measuring line

在距采空區(qū)3～17 m 垂直應(yīng)力變化特征大致相同，3、5、7、9、11 m 測(cè)線垂直應(yīng)力增大至峰值后存在略微下降變化后趨于平緩，13、15、17 m 測(cè)線垂直應(yīng)力增大至峰值后趨于平緩，尤其是13 m 測(cè)線的變化趨勢(shì)強(qiáng)于11 m 測(cè)線，說明應(yīng)力在13 m 處時(shí)發(fā)生了劇烈的變化；而在距采空區(qū)19～21 m 垂直應(yīng)力變化幅度小，且3～17 m 各測(cè)線垂直應(yīng)力趨于穩(wěn)定后的應(yīng)力均大于19～21 m 垂直應(yīng)力。

綜上所述，鄰空煤體布置測(cè)線區(qū)域根據(jù)應(yīng)力的變化趨勢(shì)可以劃分為2 個(gè)范圍，即應(yīng)力變化大的0～17 m 及應(yīng)力變化小的19 ～21 m，在0 ～17 m 的應(yīng)力變化是由小到大后趨于平穩(wěn)，尤其是13 m 處發(fā)生了劇烈的變化，說明13 m 處是一個(gè)關(guān)鍵節(jié)點(diǎn)。

3.4 卸壓區(qū)的確定

根據(jù)鉆孔測(cè)力計(jì)實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)隨煤層采動(dòng)時(shí)鄰空煤體應(yīng)力變化情況，確定支承應(yīng)力峰值會(huì)出現(xiàn)在鄰空煤體7 ～12 m；根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)際地質(zhì)情況建立FLAC3D數(shù)值模型模擬了230102 工作面采動(dòng)情況，依據(jù)布置的測(cè)線變化情況進(jìn)行判斷，在鄰空13 m 應(yīng)力變化異常。

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，得出卸壓區(qū)和塑性區(qū)寬度為7 ～12 m，取7 m 到12 m 的中間值來進(jìn)行表示，即卸壓區(qū)和塑性區(qū)為鄰空煤體0～9.5 m。 根據(jù)理論計(jì)算得出極限平衡區(qū)寬度x0＝9.18 m，9.18 與9.5 之間的誤差為3.5%，表明該表示方式是合理的。

4 煤體卸壓區(qū)瓦斯含量分布特征

4.1 煤樣的取樣方案

由于230102 工作面選擇全部垮落法處理采空區(qū)，因此，選擇230106 上底板巷作為煤樣的取樣地點(diǎn)，并在距230102 工作面前后100 m 范圍外設(shè)計(jì)取樣鉆孔，由于230106 上底板巷與230102 運(yùn)輸巷水平投影距離為60 m，所以沿著230106 上底板巷以一定角度向230102 工作面施工2 組14 個(gè)穿層取樣鉆孔，鉆孔直徑113 mm，鉆孔方位角220°，其取樣鉆孔設(shè)計(jì)如圖13所示，鉆孔參數(shù)見表2、表3。

表3 Y 組取樣鉆孔布置參數(shù)Table3 Layout parameters of sampling boreholes in group Y

圖13 取樣鉆孔布置Fig.13 Sampling borehole layout

表2 C 組取樣鉆孔布置參數(shù)Table 2 Layout parameters of sampling boreholes in group C

4.2 瓦斯含量測(cè)定與分析

對(duì)樣本進(jìn)行井下解吸后帶回實(shí)驗(yàn)室立即展開實(shí)驗(yàn)測(cè)量，利用直接法測(cè)定230102 工作面煤層瓦斯含量［24］，并于實(shí)驗(yàn)室利用DGC 裝置測(cè)定進(jìn)行測(cè)量。

記錄230102 工作面C 組與Y 組瓦斯測(cè)量數(shù)據(jù)，其瓦斯分布特征如圖14 所示。

圖14 實(shí)體煤側(cè)（Y 組）與鄰空側(cè)（C 組）瓦斯含量分布特征Fig.14 Distribution characteristics of gas content in solid coal side（Group Y） and adjacent gob side（Group C）

分析圖14 可知：

1）瓦斯含量的大小與取樣鉆孔位置距工作面的長度有關(guān)，且瓦斯含量大小波動(dòng)比較大，即隨著工作面的推進(jìn)，受采動(dòng)影響，工作面前方煤層瓦斯含量得到一定量的釋放，距工作面較近處的煤層瓦斯受影響較大，距工作面較遠(yuǎn)處的煤層瓦斯受影響較小。

2）在距230102 運(yùn)輸巷30 m 范圍內(nèi)實(shí)體煤側(cè)瓦斯體積分?jǐn)?shù)在3.9 m3／t 以下，且含量大小分布較為穩(wěn)定，而當(dāng)距230102 運(yùn)輸巷大于30 m 時(shí)，煤體瓦斯含量急劇增大，但在經(jīng)過煤層預(yù)抽消突鉆孔抽采后，該區(qū)域的瓦斯體積分?jǐn)?shù)，均在6 m3／t 以下，根據(jù)30 m范圍內(nèi)的5 個(gè)瓦斯體積分?jǐn)?shù)取平均值得3.71 m3／t，其對(duì)應(yīng)的距離是25 m。

3）在鄰空側(cè)煤體瓦斯含量在受到230102 工作面采動(dòng)影響，煤層瓦斯得到進(jìn)一步的釋放，各鉆孔的瓦斯含量大小均小于實(shí)體煤側(cè)瓦斯含量大小，且在距230102 運(yùn)輸巷30 m 范圍內(nèi)的瓦斯體積分?jǐn)?shù)在2.9 m3／t 以下，且含量大小分布較為穩(wěn)定，表明此范圍內(nèi)煤層瓦斯受到采動(dòng)影響較大，而與230102 運(yùn)輸巷距離大于30 m 范圍內(nèi)，瓦斯含量逐漸增大，但其值也亦小于實(shí)體煤側(cè)相同位置的瓦斯含量大小，根據(jù)30 m 范圍內(nèi)的5 個(gè)瓦斯體積分?jǐn)?shù)取平均值得2.84 m3／t，其對(duì)應(yīng)的距離是25 m。

綜上所述，采用在實(shí)體煤側(cè)與鄰空側(cè)取煤樣進(jìn)行殘留瓦斯含量檢測(cè)來進(jìn)行驗(yàn)證，檢測(cè)結(jié)果表明在鄰空煤體30 m 瓦斯含量小且變化平穩(wěn)，采用取平均值的方法來排除誤差進(jìn)行分析，得出相應(yīng)的距離為25 m，即表明鄰空煤體0～25 m 為卸壓影響區(qū)。

5 沿空掘巷留設(shè)合理煤柱寬度模擬

5.1 數(shù)值模擬

為確定沿空掘巷留設(shè)合理煤柱的寬度，現(xiàn)進(jìn)一步采用FLAC3D軟件模擬230106 回風(fēng)巷以不同煤柱寬度開掘的情況，230106 回風(fēng)巷寬度為3.5 m，設(shè)計(jì)留設(shè)煤柱寬度分別為3、4、5、6、7、8、9、10、11 m，對(duì)比9 個(gè)方案不同煤柱寬度，分析煤柱的受力分布。不同寬度煤柱時(shí)垂直應(yīng)力分布如圖15 所示。

由圖15 可知：①當(dāng)巷道開掘后，巷道處于卸壓范圍內(nèi)，巷道頂板和底板處于大范圍卸壓狀態(tài)，而煤柱內(nèi)存在應(yīng)力集中狀態(tài)； ②留設(shè)寬3、4 m 煤柱時(shí)，巷道左幫處于應(yīng)力集中狀態(tài)，煤柱內(nèi)應(yīng)力較?。涣粼O(shè)寬5 m 煤柱時(shí)，巷道兩幫應(yīng)力集中處于應(yīng)力集中狀態(tài)； ③留設(shè)寬6、7、8、9 m 煤柱時(shí)，巷道左幫應(yīng)力集中作用不大，在煤柱內(nèi)部有應(yīng)力集中現(xiàn)象；留設(shè)寬10、11 m 煤柱時(shí)，在煤柱內(nèi)部的應(yīng)力集中現(xiàn)象有擴(kuò)大的趨勢(shì)。

圖15 不同煤柱寬度時(shí)煤柱圍巖垂直應(yīng)力分布Fig.15 Vertical stress distribution of surrounding rock with coal pillars of different widths

5.2 合理煤柱寬度確定分析

對(duì)于留設(shè)煤柱寬度的研究，需要把現(xiàn)實(shí)問題考慮進(jìn)去，現(xiàn)從以下3 個(gè)點(diǎn)進(jìn)行加以分析：

1）資源采出率和安全性：煤柱越窄，資源采出率越高。 留設(shè)的9 種煤柱寬度中取越窄的煤柱則越能提高煤炭的資源采出率，但是要堅(jiān)持“安全第一，生產(chǎn)第二”的理念，從前面理論計(jì)算、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)以及數(shù)值分析可知，支承應(yīng)力峰值會(huì)出現(xiàn)在鄰空煤體深度9.18 m 附近，即煤柱需要避開此區(qū)域，可以確定留設(shè)煤柱寬度需小于9.18 m，這樣能保證留設(shè)煤柱時(shí)的安全性以及提高資源采出率。

2）煤柱的穩(wěn)定性與支護(hù)難易程度：需要確保留設(shè)的煤柱穩(wěn)定可靠且在掘進(jìn)及施工過程中易于支護(hù)。 為了避免巷道處于應(yīng)力較高區(qū)域，把巷道布置在卸壓帶內(nèi)，可以降低煤柱的變形量、裂隙發(fā)育等，從上述研究可以確定煤柱寬度為3、4、5、6 m 時(shí)，煤柱過窄，基于安全性需要采用相應(yīng)加固措施，但會(huì)使得資金投入量過大，即確定留設(shè)煤柱寬度需要大于6 m，這樣能保證留設(shè)煤柱時(shí)對(duì)煤柱加固的資金投入量保持在經(jīng)濟(jì)合理的范圍內(nèi)，對(duì)巷道增加相應(yīng)的支護(hù)措施也能有效提高安全性。

3）消突過程工程量問題：“安全第一，生產(chǎn)第二”，但也需要考慮施工成本，在沿空掘巷中需要對(duì)巷道進(jìn)行預(yù)抽消突，為節(jié)約成本與減少消突工程量，在安全第一的原則上選擇合理的煤柱寬度。 在上述分析中可知，留設(shè)在7～9 m 之間的煤柱寬度是能保證安全、資源采出率高、巷道支護(hù)合理的，同時(shí)也能降低突出煤層巷道掘進(jìn)過程中預(yù)抽消突的工程量，利于掘進(jìn)過程鄰空煤體消突等。

綜上所述分析可得出當(dāng)留設(shè)寬7 ～9 m 煤柱時(shí)，能提高突出厚煤層煤炭資源采出率，達(dá)到煤柱具有穩(wěn)定性與易于支護(hù)的目的，以及能降低突出厚煤層沿空掘巷消突工程量等，利于巷道圍巖控制，且能保證安全生產(chǎn)。

6 結(jié) 論

1）基于理論分析、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)以及數(shù)值模擬得出突出厚煤層采煤工作面采動(dòng)時(shí)的應(yīng)力分布規(guī)律：隨工作面持續(xù)推進(jìn)，在工作面鄰空煤體內(nèi)的支承應(yīng)力隨距采空區(qū)深度的遞增呈現(xiàn)先增高至峰值后降低至原巖應(yīng)力的變化規(guī)律，其支承應(yīng)力峰值會(huì)出現(xiàn)在深入煤壁9.18 m 附近。

2）在突出厚煤層采動(dòng)過程中，根據(jù)工作面?zhèn)认虼怪睉?yīng)力實(shí)測(cè)和鄰空、實(shí)體兩側(cè)煤體瓦斯含量驗(yàn)證，得出鄰空煤體0 ～25 m 為卸壓影響區(qū)，在該范圍內(nèi)瓦斯含量能得到有效釋放和控制；其卸壓區(qū)和塑性區(qū)為鄰空煤體0～9.5 m。

3）通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對(duì)不同煤柱尺寸下巷道掘進(jìn)的模擬分析，結(jié)合采動(dòng)垂直應(yīng)力實(shí)測(cè)結(jié)果表明，留設(shè)寬7 ～9 m 煤柱時(shí)，能提高突出厚煤層煤炭資源采出率，達(dá)到煤柱具有穩(wěn)定性與易于支護(hù)的目的，以及能降低突出厚煤層沿空掘巷消突工程量等，利于巷道圍巖控制，且能保證安全生產(chǎn)。