巷道围岩的变形及其破坏，在一定程度上通过巷道围岩塑性区分布予以表现[1]。具体E1303瓦排巷围岩的塑性区分布如图9所示。

化较为复杂，处于各阶段的变形破坏都存在，其塑性区综合作用范围为底板下方3 m左右。

3) 巷道窄煤柱帮围岩变形破坏主要是受剪切破坏引起，窄煤柱帮塑性区综合作用范围为整个煤柱；当煤宽为5 m时，窄煤柱帮的塑性区有局部调整，使其围岩应力有向底板转移的趋势，从而释放窄煤柱承受的高围岩应力，减小窄煤柱帮变形，而3，4，6 m煤柱都没有这种变化趋势；煤柱宽度由10 m增至20 m时，窄煤柱内的围岩塑性区已不贯通，但其帮部的围岩变形仍以剪切破坏作用为主。

坏为主；煤柱宽度由15 m增至20 m时，宽煤柱内的围岩变形较为稳定，其围岩应力转移到了窄煤柱和底板。

据以上分析可知，煤柱宽度为5 m时，大煤柱内沿空掘巷围岩塑性区分布较为合理。 3.2.5 巷道围岩变形与煤柱宽度的关系

在支护强度一定时，巷道围岩的变形破坏取决于围岩应力与煤岩体强度的大小，当围岩应力小于煤岩体强度时，巷道仍处于弹性状态；当围岩应力大于煤岩体强度时，巷道就会发生塑性变形，甚至

第2期 张科学等：大煤柱内沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定

261

破坏[1]。通过对E1303瓦排巷表面位移数据进行系统整理，得出巷道围岩变形规律如图10所示。

形量就有明显的增加，多达137 mm。

综上所述，窄煤柱宽度对大煤柱内沿空掘巷的底鼓和窄煤柱帮的影响很大，在煤柱宽度为5 m时其顶底板移近量和两帮移近量都在一个比较合理范围内，尤其是底鼓量和窄煤柱帮移近量在此时出现拐点，且此时巷道变形量都在工程允许范围内。 3.3 窄煤柱的合理宽度

通过运用极限平衡理论对该矿E1303瓦排巷窄

移近量/m

m

图10 不同煤柱宽度下E1303瓦排巷围岩变形规律 Fig.10 Surface displacement amount of E1303 return airway

of different pillar widths

煤柱合理宽度的计算，并根据数值计算对E1305工作面回采后的侧向支承应力分布规律和煤柱应力分布、巷道围岩应力分布、巷道围岩塑性区分布、巷道围岩变形与煤柱宽度的关系进行分析，确定大煤柱内沿空掘巷窄煤柱的合理宽度为5 m。

由图10知，受E1303工作面回采影响，不同护巷煤柱宽度下E1303瓦排巷围岩变形规律如下：

1) 巷道围岩变形中底鼓最为严重，随着煤柱宽度的增加底鼓量先小范围内减小后持续增大。煤柱宽度由3 m增至5 m时，底鼓量由320 mm减至282 mm，减小了12%；当煤柱宽度为5 m时，底鼓量随不同煤柱宽度的变形曲线出现了1个拐点，即最小值，其底鼓量最小为282 mm；煤柱宽度由5 m增至15 m时，底鼓量开始时缓慢增加；但当煤柱宽度由15 m增至20 m时，底鼓量迅速增加。由此分析可知，煤柱宽度为5 m时，底鼓量最小。

2) 顶板下沉量随不同煤柱宽度的变形曲线近似为一条直线，其变化不大，但顶板下沉持续一种高变形状态。

3) 窄煤柱帮移近量随煤柱宽度的增加呈现先小范围内减小后迅速增大的趋势。煤柱宽度由3 m增至5 m时，窄煤柱帮移近量由57 mm减至39 mm，减小了32%；煤柱宽度由5 m增至12 m时，窄煤柱帮移近量由39 mm增至321 mm，增加了727%。由此可知，当煤柱宽度为5 m时，窄煤柱帮移近量随不同煤柱宽度的变形曲线出现了1个拐点，即最小值，其值为39 mm，所以，煤柱宽度为5 m时，窄煤柱帮移近量最小。

4) 宽煤柱帮移近量随不同煤柱宽度的变形曲线近似为一条直线，其变化不大，但宽煤柱帮移近持续一种高变形状态。煤柱宽度由3 m增至5 m时，宽煤柱帮移近量由210 mm减至183 mm，从E1303瓦排巷周围围岩位移云图和位移矢量图的综合表现图也可以看出，宽煤柱帮的位移得到了小范围内的减小；宽煤柱帮由5 m增至15 m时，其变化不大，变形量只有57 mm，但是从15~20 m时，其变

4 现场矿压观测及分析

对现场矿压观测数据进行系统整理，得到巷道围岩表面位移移近及其速率与时间的变形曲线，具体如图11所示。

由图11分析可知，巷道围岩变形规律如下： 1) 巷道掘进影响期短，为25 d左右，围岩变形很快趋于稳定。在其期间，顶板下沉量最大为63.2 mm，顶板下沉速率最大为8.0 mm/d，最小为0.4 mm/d，平均为2.6 mm/d；底鼓量最大为31.0 mm，底鼓速率最大为4.8 mm/d，最小为0，平均为1.4 mm/d；大煤柱帮移近量最大为49.0 mm，大煤柱帮移近速率最大为6.2 mm/d，最小为0.1 mm/d，平均为2.0 mm/d；实体煤帮移近量最大为55.1 mm，实体煤帮移近速率最大为7.8 mm/d，最小为0.2 mm/d，平均为2.4 mm/d；在巷道掘进后的第17 d，对底板进行硬化处理(硬化厚度200 mm)，使得巷道底鼓变形较小。

2) 在巷道掘进稳定期间，顶板下沉量最大为72.5 mm，顶板下沉速率最大为0.5 mm/d，最小为0 mm/d，平均为0.1 mm/d；底鼓量最大为31.0 mm，底鼓速率为0；大煤柱帮移近量最大为61.0 mm，大煤柱帮移近速率最大为0.7 mm/d，最小为0，平均为0.2 mm/d；实体煤帮移近量最大为65.0 mm，实体煤帮移近速率最大为0.6 mm/d，最小为0，平均为0.1 mm/d；两帮围岩变形大于顶底板围岩变形，其中大煤柱帮移近速率稍大于实体煤帮移近速率，说明大煤柱内的围岩应力对其巷道变形产生一定的影响，但其整体围岩变形不大，表明确定的护巷煤柱宽度是合理的。

262

80移近量/mm6040200

移近速率/(mm·d-1)

采矿与安全工程学报 第31卷

20

4060观测时间/d(b) 底鼓

70移近量/mm

503010013579

20

4060观测时间/d(c) 大煤柱帮移近

80

100

20

4060观测时间/d(d) 实体煤帮移近

80

100

80

100

移近量/mm

24689

20

4060观测时间/d(a) 顶板下沉

70

80

100

移近速率/(mm·d-1)

移近量/mm

50301001357

移近速率/(mm·d-1)

移近速率/(mm·d-1)

图11 巷道围岩表面位移移近与时间的变形曲线

Fig.11 Surface displacement of the surrounding rock deformation curve closer to the time

5 结 论

1) 研究了有大煤柱情况下采空区侧向应力分布规律，即距采空区侧向煤壁0~5 m范围内为应力降低区，距采空区侧向煤壁5~42.5 m范围内为应力升高区，距采空区侧向煤壁42.5~62.5 m范围内为应力波动区，距采空区侧向煤壁距离大于62.5 m的范围称为原岩应力区；垂直应力总体表现为先增大后减小的趋势。

2) 运用数值计算对侧向支承应力分布规律和煤柱应力分布、巷道围岩应力分布、巷道围岩塑性区分布、巷道围岩变形与煤柱宽度的关系进行分析，并结合极限平衡理论和该矿实际情况，最终确定大煤柱内沿空掘巷窄煤柱的合理宽度为5 m。

3) 利用本文所提方法确定的窄煤柱宽度科学、可靠，为大煤柱内沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定提供了科学依据，改善了工作面双U型巷道布置巷

道变形破坏严重、返修量剧增的状况，提高了煤炭资源采出率。

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