馮友良

(1.中煤科工開(kāi)采研究院有限公司，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013；3.煤炭科學(xué)研究總院 開(kāi)采研究分院，北京 100013)

0 引言

經(jīng)濟(jì)效益、安全需求等因素推動(dòng)沿空留巷[1-3]、切頂卸壓自成巷[4]等無(wú)煤柱護(hù)巷技術(shù)成為今后我國(guó)煤礦巷道布置的主流發(fā)展方向，但考慮到煤礦地質(zhì)條件的特殊性和無(wú)煤柱護(hù)巷技術(shù)發(fā)展現(xiàn)狀，當(dāng)下廣大礦區(qū)普遍采用的仍然是留煤柱沿空掘巷技術(shù)[5-6]。沿空掘巷合理煤柱留設(shè)一直是廣大學(xué)者關(guān)注的焦點(diǎn)，研究工作面區(qū)段煤柱合理寬度的方法概括起來(lái)主要有理論計(jì)算[7]、現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)[8]、數(shù)值模擬[9]及模型試驗(yàn)[10]。在實(shí)際使用過(guò)程中，極限平衡理論、數(shù)值試驗(yàn)研究與工程實(shí)踐相結(jié)合的方法應(yīng)用廣泛。然而，以往有關(guān)煤柱留設(shè)的數(shù)值試驗(yàn)研究中，大多數(shù)未考慮采空區(qū)覆巖垮落-充填-壓實(shí)這一過(guò)程對(duì)采動(dòng)應(yīng)力的重要影響，對(duì)工作面回采的模擬直接做開(kāi)挖或簡(jiǎn)單充填處理，采動(dòng)應(yīng)力演化規(guī)律的合理性有待考究。本文通過(guò)FLAC3D二次開(kāi)發(fā)的方法，將采空區(qū)覆巖垮落帶巖體的力學(xué)行為嵌入數(shù)值軟件，模擬采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)、應(yīng)力恢復(fù)，分析沿空巷道掘、采全過(guò)程圍巖的穩(wěn)定性，結(jié)合理論分析、工程實(shí)踐，最終確定合理煤柱寬度。

1 工程背景

中煤華晉集團(tuán)有限公司王家?guī)X礦現(xiàn)采用綜放開(kāi)采采煤法主采2#煤層(屬優(yōu)質(zhì)煉焦用煤)，每個(gè)工作面布置2條回采巷道，其中回風(fēng)巷采取沿相鄰工作面采空區(qū)邊緣掘進(jìn)，留20 m寬煤柱護(hù)巷，這不僅會(huì)導(dǎo)致優(yōu)質(zhì)煤炭資源的浪費(fèi)，還會(huì)在深井開(kāi)采中使回采巷道圍巖出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，導(dǎo)致巷道圍巖產(chǎn)生更加劇烈的變形，巷道后期維護(hù)困難。因此，留小煤柱護(hù)巷是較好選擇。

12309回風(fēng)巷北側(cè)靠近12311工作面采空區(qū)，設(shè)計(jì)掘進(jìn)斷面5.6 m×3.55 m，沿2#煤層底板掘進(jìn)，煤層厚度6.1～6.64 m(平均6.37 m)。頂板巖性以粉砂巖、細(xì)粒砂巖、泥巖及中粒砂巖為主，底板巖性以細(xì)粒砂巖、中粒砂巖及石灰?guī)r為主。地面標(biāo)高+824～+960 m，井下標(biāo)高+526～+567 m，主要用于工作面的設(shè)備安裝、材料運(yùn)輸及回風(fēng)、行人等，設(shè)計(jì)長(zhǎng)度1 380.7 m，服務(wù)時(shí)間約為9個(gè)月。掘巷時(shí)，12311工作面停采時(shí)間僅有1個(gè)月左右。

2 采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)模擬分析

2.1 核心流程

2.1.1 構(gòu)建模型

獲取王家?guī)X煤礦12309工作面地質(zhì)生產(chǎn)條件等基礎(chǔ)數(shù)據(jù)，依據(jù)對(duì)稱(chēng)性原則，分別以12311工作面及12309工作面傾向中線為對(duì)稱(chēng)軸，構(gòu)建包括12309工作面、12311工作面、有關(guān)巷道和護(hù)巷煤柱等在內(nèi)的三維分析模型(為凸顯工作面、有關(guān)巷道、護(hù)巷煤柱等的尺寸與空間位置關(guān)系，模型中煤層頂板及以上部分做透明化處理)，如圖1所示。

圖1 數(shù)值試驗(yàn)研究模型Fig.1 Model of numerical experiment study

模型x，y，z方向長(zhǎng)度分別為292，250，106 m，y方向?yàn)楣ぷ髅嫱七M(jìn)方向，共計(jì)模擬2工作面回采150 m距離，兩側(cè)邊界分別留50 m寬的煤柱，垂直工作面推進(jìn)方向尺寸292 m，模型中12309工作面和12311工作面寬度均為實(shí)際面長(zhǎng)的1/2，即130 m，對(duì)應(yīng)巷道及煤柱范圍32 m，模型高106 m。

模型水平和底部邊界約束法相速度?；趯?shí)測(cè)地應(yīng)力大小與方向，在模型x，y，z方向施加的應(yīng)力大小分別為6.8，12.7，10.4 MPa。煤層及頂?shù)装鍘r層采用Mohr-Coulomb模型，采空區(qū)垮落帶巖體采用改進(jìn)雙屈服模型。

數(shù)值試驗(yàn)研究步驟依次為：1)構(gòu)建模型并賦予圍巖物理力學(xué)參數(shù)和邊界條件后運(yùn)算達(dá)到初始平衡，模擬原巖應(yīng)力場(chǎng)；2)12311回風(fēng)巷掘進(jìn)與支護(hù)-以掘進(jìn)10 m為1個(gè)運(yùn)算循環(huán)，巷道開(kāi)挖后立即進(jìn)行支護(hù)，加入支護(hù)單元并賦予力學(xué)參數(shù)后運(yùn)算使模型達(dá)到平衡，繼續(xù)下一掘進(jìn)、支護(hù)、運(yùn)算循環(huán)，直至完成整個(gè)巷道掘進(jìn)；3)12311工作面回采-巷道掘進(jìn)完成后，以工作面推進(jìn)10 m為1個(gè)運(yùn)算循環(huán)，直至工作面推進(jìn)結(jié)束;4)12309回風(fēng)巷掘進(jìn)與支護(hù)-重復(fù)步驟2)完成12309回風(fēng)巷掘進(jìn)與支護(hù)；5)12309工作面回采-重復(fù)步驟3)完成12309工作面回采。

2.1.2 圍巖物理力學(xué)參數(shù)確定

合理選取圍巖物理力學(xué)參數(shù)是獲取準(zhǔn)確可靠的數(shù)值試驗(yàn)研究結(jié)果的前提條件。有關(guān)學(xué)者[11-12]研究表明，數(shù)值模擬分析中煤巖體的彈模、黏聚力和抗拉強(qiáng)度可取為實(shí)驗(yàn)室試塊測(cè)試結(jié)果的0.2倍，泊松比取1.2倍。數(shù)值試驗(yàn)研究中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)取值見(jiàn)表1。

表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock mass

2.1.3 采空區(qū)垮落-充填-壓實(shí)數(shù)值試驗(yàn)研究方法

隨著長(zhǎng)壁工作面向前回采，后方采空區(qū)頂板巖層不斷垮落，冒落巖體逐步壓實(shí)使其剛度和彈模顯著提高。

因?yàn)楸粔簩?shí)的采空區(qū)矸石能夠承擔(dān)一定的上覆巖層荷載，隨之導(dǎo)致周邊圍巖內(nèi)的支承壓力出現(xiàn)一定程度下降。為準(zhǔn)確分析工作面回采期間采動(dòng)應(yīng)力演化特征，必須將采空區(qū)壓實(shí)過(guò)程這一工程響應(yīng)考慮進(jìn)去。過(guò)往一般通過(guò)較軟的彈性材料來(lái)模擬和充填采空區(qū)，而當(dāng)下越來(lái)越多的科研工作者采用雙屈服模型[13]模擬采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)。

雙屈服模型的運(yùn)用包括蓋帽壓力和材料特性2大類(lèi)參數(shù)，其中，蓋帽壓力計(jì)算公式如式(1)所示：

(1)

式中：σ為采空區(qū)垮落矸石所受壓應(yīng)力，MPa；ε為在σ作用下采空區(qū)垮落矸石產(chǎn)生的體積應(yīng)變；εm為采空區(qū)垮落矸石可產(chǎn)生的最大體積應(yīng)變；E0為采空區(qū)垮落矸石的初始彈模，MPa。

其中，εm和E0的取值取決于垮落帶巖體的碎漲系數(shù)及其強(qiáng)度，計(jì)算公式如式(2)～(4)所示：

(2)

(3)

(4)

式中：k為垮落帶巖體的碎漲系數(shù)；h為采高，m；hc為采空區(qū)垮落帶高度，m；σc為直接頂巖體的單軸抗壓強(qiáng)度，MPa。

就12309工作面而言，直接頂泥巖平均單軸抗壓強(qiáng)度取40 MPa，覆巖巖性按照?qǐng)?jiān)硬考慮，依據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開(kāi)采規(guī)范》(安監(jiān)總煤裝〔2017〕66號(hào))[14]，采空區(qū)垮落帶高度hc可通過(guò)式(5)計(jì)算得出：

(5)

通過(guò)式(2)～(4)計(jì)算得到采空區(qū)垮落矸石最大體積應(yīng)變和初始彈性模量分別為0.24，57.22 MPa。將上述參數(shù)代入式(1)可得蓋帽壓力分布，如圖2所示。

圖2 采空區(qū)垮落矸石應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.2 Stress-strain curve of caved rock in gob

對(duì)于獲取雙屈服模型中材料參數(shù)，通常采取不斷調(diào)整數(shù)值模擬中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)、多次分析試錯(cuò)得岀與圖2相匹配的應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系，從而得到冒落巖體的材料特性，上述過(guò)程費(fèi)時(shí)、費(fèi)力且具有很強(qiáng)的盲目性。本文將圖2所示采空區(qū)垮落矸石應(yīng)力-應(yīng)變曲線近似為足夠數(shù)量、足夠短的直線段，最終作為數(shù)值試驗(yàn)研究中采空區(qū)垮落矸石的本構(gòu)模型。采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)模擬流程如圖3所示。

圖3 采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)模擬流程Fig.3 Simulation progress of gob compaction effect

2.2 采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)特征及研究方法校核

模擬分析12311工作面回采150 m后支承壓力的演化特征，結(jié)果表明：采用改進(jìn)雙屈服模型還原采空區(qū)冒落巖體的碎脹特性，使得工作面回采后方空間能夠及時(shí)有效填充，應(yīng)力不斷增加，從采空區(qū)邊界至中部，應(yīng)力恢復(fù)程度逐漸提高；工作面傾向支承壓力分布呈現(xiàn)增大-減小-恢復(fù)到原巖應(yīng)力的特征，應(yīng)力峰值達(dá)到25.77 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)2.17左右，距采空區(qū)邊緣18 m左右；前、后方支承壓力變化趨勢(shì)與側(cè)向基本一致。

為進(jìn)一步分析采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)情況，驗(yàn)證模型及其參數(shù)選取的可靠性，在采空區(qū)內(nèi)沿工作面傾向設(shè)置1條測(cè)線，監(jiān)測(cè)采空區(qū)中部應(yīng)力恢復(fù)情況，如圖4所示。由圖4可知，垂直應(yīng)力由采空區(qū)邊緣處的2.94 MPa開(kāi)始逐漸增大，并于距采空區(qū)邊緣130 m處在11.28 MPa左右保持穩(wěn)定，即在工作面傾向距采空區(qū)邊緣30%埋藏深度處(130 m/434 m)能夠恢復(fù)95%的原巖應(yīng)力(11.28 MPa/11.85 MPa)?；诖罅康南锏婪€(wěn)定性分析實(shí)例，Wilson[15]研究表明，工作面回采后側(cè)向采空區(qū)垂直應(yīng)力由0逐漸增加到接近初始應(yīng)力水平一般在0.2～0.3倍的工作面埋深距離。因此，本文所建立的模型及選取的參數(shù)可以較好地還原采空區(qū)矸石的垮落、壓實(shí)、應(yīng)力恢復(fù)過(guò)程。

圖4 采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)特征Fig.4 Stress recovery characteristic in gob

3 沿空掘巷煤柱設(shè)計(jì)

3.1 煤柱尺寸設(shè)計(jì)原則及沿空掘巷最佳位置

以錨桿(索)為主要支護(hù)形式的沿空巷道，設(shè)計(jì)合理的煤柱尺寸時(shí)，應(yīng)遵循以下原則：煤柱尺寸與錨桿(索)長(zhǎng)度匹配；處于相鄰工作面回采后側(cè)向支承壓力降低區(qū)；錨桿(索)錨固性能到達(dá)到設(shè)計(jì)要求；考慮圍巖容許變形量后巷道斷面滿(mǎn)足生產(chǎn)需求；圍巖穩(wěn)定性可控前提下，最大限度提高煤炭資源回收率。

煤柱留設(shè)的寬度及其所處應(yīng)力環(huán)境均由掘巷位置決定。沿空巷道的最佳掘進(jìn)位置對(duì)研究煤柱的合理寬度具有直接意義。通常沿空掘巷分為：大煤柱護(hù)巷、小煤柱護(hù)巷和無(wú)煤柱送巷。沿空掘巷的最佳位置為在內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中留小煤柱護(hù)巷。

3.2 煤柱尺寸設(shè)計(jì)方法

利用極限平衡理論分析并結(jié)合有限差分?jǐn)?shù)值試驗(yàn)研究，設(shè)計(jì)大斷面綜放沿空掘巷合理小煤柱尺寸并通過(guò)工程實(shí)踐檢驗(yàn)其合理性。

3.2.1 極限平衡理論分析

留煤柱沿空掘進(jìn)巷道圍巖一側(cè)為相鄰工作面采空區(qū)，如圖5所示。

圖5 12309工作面覆巖結(jié)構(gòu)及區(qū)段煤柱寬度Fig.5 Overlying strata structure and coal pillar width of 12309 work face

上覆巖層大結(jié)構(gòu)、巷道支護(hù)強(qiáng)度及對(duì)圍巖的加固作用等因素均對(duì)沿空掘巷煤柱的穩(wěn)定性產(chǎn)生影響。盡可能采用小尺寸煤柱是控制圍巖變形，保證巷道穩(wěn)定并提高資源回收率的有效手段，但尺寸過(guò)小的煤柱易于較快失穩(wěn)并使巷道支護(hù)用錨桿(索)處于破碎的圍巖中，支護(hù)性能由于錨固力衰減而明顯減弱，增加與采空區(qū)導(dǎo)通的可能性，故而合理的最小煤柱寬度B計(jì)算公式如式(6)所示：

B=x1+x2+x3

(6)

式中：x1為沿空掘巷煤柱中因相鄰工作面回采而誘發(fā)塑性破壞區(qū)寬度，m[16]；x2為錨桿在巷道煤柱側(cè)幫的有效長(zhǎng)度，m；x3為煤層厚度超過(guò)一定量值后應(yīng)考慮增加的煤柱寬度，m。其中，x1，x3的計(jì)算公式如式(7)～(8)所示：

(7)

x3=(0.15～0.35)(x1+x2)

(8)

式中：Hx為相鄰工作面巷道高度，m；α1為煤層傾角，(°)；ω為側(cè)壓系數(shù)；φ0為煤體內(nèi)摩擦角，(°)；K為應(yīng)力集中系數(shù)；C0為煤體黏聚力，MPa；H1為巷道埋深，m；γ0為巖層平均體積力，kN/m3；Px為相鄰工作面巷道下幫的支護(hù)強(qiáng)度，MPa。

依據(jù)王家?guī)X煤礦生產(chǎn)地質(zhì)資料可知，側(cè)壓系數(shù)ω=0.65，煤體內(nèi)摩擦角φ0=24°，應(yīng)力集中系數(shù)K=2.0，巷道埋深H1=350 m，煤體黏聚力C0=0.8 MPa，巖層平均體積力γ0=25 kN/m3，相鄰工作面巷道下幫的支護(hù)強(qiáng)度Px=0，平巷等效高度Hx=3.6 m，將上述參數(shù)帶入式(6)～(8)中，最終得到煤柱寬度B的變化范圍為8.05～9.45 m。

3.2.2 考慮采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)的沿空巷道掘、采全過(guò)程圍巖穩(wěn)定性數(shù)值試驗(yàn)研究

采用建立的采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)方法，開(kāi)展不同煤柱尺寸條件下沿空巷道掘、采全過(guò)程模擬，從圍巖應(yīng)力與變形這2個(gè)方面來(lái)分析圍巖穩(wěn)定性。

1)沿空掘巷后圍巖穩(wěn)定性

①煤柱及實(shí)體煤幫應(yīng)力

不同護(hù)巷煤柱寬度時(shí)，12309回風(fēng)巷掘進(jìn)后煤柱內(nèi)應(yīng)力分布如圖6所示。由圖6可知，煤柱中應(yīng)力分布呈現(xiàn)單峰，由大到小依次為：垂直應(yīng)力、巷道軸向水平、垂直巷道軸向水平應(yīng)力；當(dāng)煤柱尺寸小于一定數(shù)值時(shí)(如5 m)，因相鄰工作面回采擾動(dòng)及開(kāi)挖卸荷影響嚴(yán)重，煤柱較破碎，垂直和水平應(yīng)力均低于原巖應(yīng)力；煤柱寬度不斷提高后，垂直和水平應(yīng)力集中度逐步增加，原巖應(yīng)力低于煤柱中部應(yīng)力；各尺寸煤柱在工作面傾向垂直應(yīng)力低于原巖應(yīng)力的范圍為2.86～3.27 m，煤柱兩側(cè)破碎總范圍為5.72～6.24 m，其中巷道側(cè)約為2.86～3.12 m，相鄰工作面采空側(cè)約為2.86～3.27 m。

圖6 沿空掘巷后煤柱內(nèi)應(yīng)力分布Fig.6 Coal pillar stress distribution after driving roadway along gob

12309回風(fēng)巷掘進(jìn)后，實(shí)體幫內(nèi)應(yīng)力分布如圖7所示。由圖7可知，實(shí)體煤幫內(nèi)應(yīng)力峰值隨煤柱寬度增加逐漸減小，但峰值部位與煤柱寬度之間相關(guān)性并不顯著。5,8,11,14,17,20 m煤柱垂直應(yīng)力峰值分別為29.54，28.83，27.48，25.28，22.95，21.22 MPa，峰值點(diǎn)與巷道實(shí)體煤幫相距7.96～8.88 m；巷道軸向水平應(yīng)力峰值分別為20.56，20.26，19.73，18.89，18.03，17.40 MPa，峰值點(diǎn)與巷道實(shí)體煤幫相距7.96～8.88 m；垂直巷道軸向水平應(yīng)力峰值分別為13.79，13.54，13.03，12.24，11.37，10.73 MPa，峰值點(diǎn)與巷道實(shí)體煤幫相距11.84～13.27 m。

圖7 沿空掘巷后實(shí)體煤幫內(nèi)應(yīng)力分布Fig.7 Entity sidewall stress distribution after driving roadway along gob

②圍巖位移

12309回風(fēng)巷掘進(jìn)后，統(tǒng)計(jì)巷道圍巖最大變形量如表2所示。由表2可知，隨煤柱寬度逐漸增加，煤柱幫最大收縮量先增大后減小，實(shí)體煤幫最大收縮量不斷減小，頂?shù)装逡平烤粩鄿p小，巷道變形主要表現(xiàn)在兩幫移近和頂板下沉且非對(duì)稱(chēng)特征顯著；煤柱寬度為8 m時(shí)，巷道兩幫最大變形量相對(duì)較小且基本呈對(duì)稱(chēng)分布。

表2 沿空掘巷后圍巖最大變形量Table 2 The maximum surrounding rock deformation after driving roadway along gob

2)受采動(dòng)超前影響后圍巖穩(wěn)定性

①?lài)鷰r應(yīng)力

采動(dòng)超前影響區(qū)域，煤柱中垂直應(yīng)力峰值隨煤柱尺寸的增大而逐步提高，煤柱在工作面傾向的高應(yīng)力區(qū)更寬，煤柱寬度由5 m增加到20 m時(shí)，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值從6.82 MPa增大到39.92 MPa，應(yīng)力集中程度與掘巷時(shí)相比更大；同掘巷過(guò)程相比，實(shí)體幫中的應(yīng)力峰值更集中，位置逐步向巷幫移動(dòng)；煤柱尺寸不同時(shí)，實(shí)體煤幫應(yīng)力峰值處于29.01～39.84 MPa之間，距煤幫7.96～8.88 m；煤柱寬度增加后，實(shí)體煤幫應(yīng)力峰值位置不斷靠近巷幫，5 m煤柱時(shí)實(shí)體煤幫應(yīng)力峰值在距實(shí)體煤幫8.88 m處，20 m時(shí)在7.96 m處，原因在于煤柱尺寸較小時(shí)，較高的壓應(yīng)力很難由淺部圍巖來(lái)承載，圍巖在變形過(guò)程中應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移，煤柱承載能力會(huì)因其尺寸的增加而得到加強(qiáng)，轉(zhuǎn)移到深部的應(yīng)力在一定范圍內(nèi)會(huì)降低，與煤柱尺寸較小時(shí)相比，應(yīng)力峰值點(diǎn)與實(shí)體煤幫的距離更近。

煤柱尺寸變大后，煤柱內(nèi)巷道軸向方向水平應(yīng)力峰值和受高應(yīng)力作用的范圍不斷增大；煤柱寬度較小，原巖應(yīng)力比煤柱內(nèi)部水平應(yīng)力都要高，整體是一種卸壓的狀態(tài)，煤柱尺寸增大到某一數(shù)值后，煤柱中一定范圍內(nèi)水平應(yīng)力高于原巖應(yīng)力，出現(xiàn)應(yīng)力集中；超前工作面一定范圍的實(shí)體煤內(nèi)部一定深度的水平應(yīng)力均呈現(xiàn)集中，峰值隨煤柱的寬度增加逐漸減小。

②圍巖位移

本工作面回采期間，統(tǒng)計(jì)受超前支承壓力影響范圍內(nèi)巷道圍巖最大變形量，結(jié)果表明：受工作面回采超前支承壓力影響，巷道圍巖變形明顯比掘巷期間更大，但隨煤柱寬度逐漸增加，變形趨勢(shì)同掘巷階段基本一致。

因此，結(jié)合理論與數(shù)值試驗(yàn)研究成果，從減小煤柱尺寸、提高煤炭資源回收率及控制掘、采全過(guò)程圍巖變形2個(gè)方面考慮，12309回風(fēng)巷護(hù)巷煤柱寬度初步選擇為8 m。

4 工程實(shí)踐檢驗(yàn)

4.1 小煤柱沿空掘巷支護(hù)方案

12309回風(fēng)巷采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)技術(shù)。具體支護(hù)參數(shù)為：頂板采用5根φ22 mm×L2 200 mm的500#左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，間排距1 150 mm×1 000 mm，預(yù)緊扭矩不低于400 N·m；煤柱側(cè)幫采用4根φ20 mm×L2 500 mm的500#左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，實(shí)體煤側(cè)幫采用4根φ20 mm×L2 000 mm的500#左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm，預(yù)緊扭矩不低于300 N·m；頂板2排錨桿之間布置1套3根錨索梁，錨索規(guī)格為φ21.6 mm×L6 250 mm，間排距1 725 mm×2 000 mm，初始張拉預(yù)緊力不低于250 kN；煤柱側(cè)幫分別距頂板750 mm，距底板1 000 mm布置2根單體錨索，規(guī)格為φ17.8 mm×L4 250 mm，排距分別為1 000，2 000 mm，初始張拉預(yù)緊力不低于200 kN。

4.2 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

4.2.1 圍巖變形

本工作面回采期間，12309回風(fēng)巷圍巖變形監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明：距工作面40 m時(shí)，頂板下沉量122 mm，底鼓量107 mm，兩幫移近量300 mm。巷道圍巖變形主要表現(xiàn)在兩幫移近，頂?shù)装逡平肯鄬?duì)較小。掘、采全過(guò)程巷道圍巖變形可控，滿(mǎn)足工作面安全生產(chǎn)需求。

4.2.2 錨桿(索)受力

12309回風(fēng)巷掘進(jìn)期間錨桿(索)受力情況表明：頂錨桿平均預(yù)緊力達(dá)到131.5 kN，頂錨索平均預(yù)緊力達(dá)到116.5 kN，兩幫錨桿平均預(yù)緊力達(dá)到79.4 kN，掘巷期間，錨桿(索)受力保持穩(wěn)定，其中煤柱幫錨桿受力明顯大于工作面?zhèn)葞汀?/p>

本工作面回采期間錨桿(索)受力情況表明：隨工作面向前推進(jìn)，錨桿(索)受力均逐步增加，但增幅平緩，且均未超過(guò)各自強(qiáng)度，其中煤柱幫錨桿受力增加幅度明顯大于工作面?zhèn)葞汀?/p>

5 結(jié)論

1)運(yùn)用理論分析與FLAC3D中FISH語(yǔ)言，建立的基于改進(jìn)雙屈服模型的采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)研究方法，能夠模擬工作面回采后采空區(qū)垮落帶巖體充填、壓實(shí)、應(yīng)力恢復(fù)的過(guò)程，為研究工作面掘、采全過(guò)程采動(dòng)應(yīng)力演化規(guī)律及圍巖力學(xué)響應(yīng)特征提供了1種新的路徑。

2)利用采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)研究方法，開(kāi)展王家?guī)X煤礦12309回風(fēng)巷掘、采全過(guò)程圍巖穩(wěn)定性分析，分別研究沿空掘巷期間及受采動(dòng)超前影響后煤柱及實(shí)體煤幫應(yīng)力、變形特征，結(jié)合極限平衡理論，設(shè)計(jì)合理護(hù)巷煤柱尺寸為8 m。

3)工業(yè)性應(yīng)用結(jié)果表明，通過(guò)采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)研究、理論分析與工程實(shí)踐相結(jié)合，為沿空掘巷煤柱尺寸設(shè)計(jì)提供了1種新的方法，煤柱寬度合理性能夠通過(guò)煤礦現(xiàn)場(chǎng)的檢驗(yàn)。