塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的多维度解析与优化策略

一、引言1.1研究背景与意义1.1.1研究背景煤炭作为我国重要的基础能源，在能源消费结构中占据着举足轻重的地位。在煤炭开采过程中，巷道的布置与维护是确保煤炭高效、安全开采的关键环节之一。合理的巷道布置不仅能够提高煤炭资源的回收率，还能有效降低开采成本，保障矿井的安全生产。随着煤炭开采技术的不断发展，小煤柱沿空掘巷技术应运而生。该技术是指在相邻采空区边缘留设较小宽度的煤柱，并在此基础上掘进巷道。与传统的大煤柱护巷方式相比，小煤柱沿空掘巷技术具有诸多优势。一方面，它能够显著减少煤柱的损失，提高煤炭资源的回收率，有效缓解我国煤炭资源日益紧张的局面；另一方面，由于巷道处于采空区边缘的应力降低区，在一定程度上降低了巷道的维护难度和成本。塔山煤矿作为我国重要的煤炭生产基地之一，在煤炭开采过程中也面临着巷道布置与维护的问题。随着开采深度的增加和开采强度的加大，传统的巷道布置方式逐渐暴露出资源浪费严重、巷道维护困难等弊端。为了实现煤炭资源的高效开采和可持续发展，塔山煤矿开始尝试应用小煤柱沿空掘巷技术。然而，在实际应用过程中发现，小煤柱沿空掘巷的围岩稳定性受到多种因素的影响，如煤柱宽度、围岩性质、开采工艺等。这些因素相互作用，导致巷道围岩容易出现变形、破坏等问题，严重影响了巷道的正常使用和安全生产。因此，深入研究塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，对于解决巷道维护难题、提高煤炭开采效率具有重要的现实意义。1.1.2研究意义本研究聚焦于塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，其意义主要体现在以下几个方面：提高煤炭资源回收率：煤炭作为不可再生资源，提高其回收率至关重要。传统大煤柱护巷方式会造成大量煤炭资源浪费，而小煤柱沿空掘巷技术能有效减少煤柱损失。通过对塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的研究，确定合理的小煤柱宽度及支护方案，可确保在保障巷道安全稳定的前提下，最大程度地回收煤炭资源，提高煤炭资源利用率，延长矿井服务年限，为我国能源安全提供有力支持。降低巷道维护成本：巷道维护成本在煤炭开采总成本中占比较大。塔山煤矿在开采过程中，若巷道围岩稳定性差，会频繁出现变形、垮落等问题，导致巷道维护工作量大、成本高。研究小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，优化支护参数和工艺，可增强巷道围岩的稳定性，减少巷道维护次数和维修工程量，降低维护成本，提高煤矿企业的经济效益。保障安全生产：安全是煤炭开采的首要前提。小煤柱沿空掘巷若围岩失稳，易引发顶板垮落、片帮等事故，严重威胁作业人员的生命安全。深入研究塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，揭示其变形破坏机理，制定针对性的安全保障措施，能有效预防事故发生，为煤矿安全生产创造良好条件，保障煤矿企业的稳定发展。丰富和发展巷道支护理论：不同地质条件和开采工艺下，巷道围岩稳定性存在差异。塔山煤矿综放面具有自身独特的地质特征和开采条件，对其小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的研究，可为巷道支护理论提供新的实践数据和理论依据。通过总结和分析研究成果，进一步完善巷道支护理论体系，为类似条件下的巷道支护设计和施工提供科学指导。1.2国内外研究现状1.2.1国外研究现状国外在小煤柱沿空掘巷技术方面的研究起步较早，一些发达国家在该领域取得了一定的成果。美国、德国等国在煤层开采过程中，由于其地质条件相对简单，煤炭赋存条件较好，在巷道布置方面多倾向于将区段煤层平巷布置在实体煤中，以确保巷道的稳定性和安全性。但随着煤炭资源的逐渐减少以及开采成本的不断增加，这些国家也开始关注小煤柱沿空掘巷技术，研究如何在保证巷道稳定的前提下，提高煤炭资源回收率。澳大利亚、英国等国家对沿空掘巷技术持有谨慎态度，他们认为将煤巷布置在采空区边缘的裂缝中，围岩稳定性难以保证，易发生变形破坏等问题。因此，在巷道支护设计中，通常会采用较大尺寸的护巷煤柱，一般认为区段平巷的护巷煤柱尺寸应该是巷道埋藏深度的1/10，至少在15m以上。俄罗斯和乌克兰等国家在沿空掘巷技术应用中，主要采用金属支架支护方式，这种支护方式在一定程度上能够满足巷道的稳定性要求，但在支护成本、施工效率等方面存在一定的局限性。在理论研究方面，国外学者通过现场实测、数值模拟等手段，对沿空掘巷围岩应力分布规律、小煤柱稳定性等进行了深入研究。例如，通过现场实测得到了沿空掘巷在不同开采阶段围岩应力的变化情况，为巷道支护设计提供了数据支持；利用数值模拟软件，对不同煤柱宽度、不同支护方式下的巷道围岩稳定性进行模拟分析，探讨了各种因素对巷道稳定性的影响。1.2.2国内研究现状我国对小煤柱沿空掘巷技术的研究与应用经历了多个阶段。20世纪50年代，个别矿井开始自发地应用沿空掘巷技术，这是该技术在我国发展的萌芽阶段。70年代，沿空掘巷技术得到了进一步发展，并开始进行矿压研究，取得了一些成果，这一阶段是技术的发展阶段。80年代初期，提出了沿空掘巷巷道围岩变形特征，标志着技术进入完善阶段。90年代，随着锚杆支护的大面积应用推广，极大地促进了沿空掘巷技术的发展，使其逐渐走向成熟。目前，小煤柱沿空掘巷技术在我国得到了广泛的应用，特别是在一些深部开采矿井和资源紧张的矿区。许多科研单位和高校针对小煤柱沿空掘巷技术开展了大量的研究工作，在围岩控制机制、矿压显现特征、合理煤柱宽度确定等方面取得了丰硕的成果。在围岩控制方面，我国学者提出了多种支护理论和技术。如“高强预应力让压锚杆+预应力锚索”的强力支护技术，用于控制小煤柱沿空掘巷煤柱侧的变形；切顶卸压技术，通过切断顶板关键层，降低采空区侧向支承压力，改善掘巷围岩应力环境；让压锚杆、让压鸟窝锚索及W钢带的联合支护技术，有效解决了开采深度较大时窄煤柱巷道煤柱侧变形大的问题。在合理煤柱宽度确定方面，通过理论分析、数值模拟和现场实测相结合的方法，研究煤柱侧覆岩活动特征及采空区侧向支承压力演化规律，以确定合理的煤柱宽度。例如，通过理论计算得到煤柱在不同受力状态下的极限平衡宽度，再结合数值模拟分析不同煤柱宽度下巷道围岩的变形与应力特性，最终通过现场实测进行验证和优化。在塔山煤矿的研究中，针对特厚煤层综放工作面沿空掘巷留设小煤柱的合理宽度，采用理论计算、数值模拟和现场实测相结合的研究方法。研究表明，相邻工作面采空区稳定后煤体侧向支承应力降低区范围为0-13.7m，煤柱宽度在8m以下可确保8117工作面回风巷处于应力降低区，有利于巷道围岩的稳定；煤柱宽度大于8m时，煤柱内弹性区随煤柱宽度的增加而增大，煤柱中部垂直应力开始超过原岩应力，最终确定采用8m小煤柱。现场观测表明，留设8m煤柱时，8117回风巷在掘进和回采阶段巷道两帮移近量和顶底板下沉量较小，煤柱可以有效支撑顶板、控制围岩变形。1.2.3研究现状总结与不足国内外学者在小煤柱沿空掘巷技术方面取得了众多研究成果，为该技术的推广应用提供了坚实的理论基础和实践经验。然而，由于不同矿区的地质条件、开采工艺等存在较大差异，目前的研究成果仍存在一定的局限性。一方面，现有的研究大多针对特定的地质条件和开采工艺，缺乏具有广泛适用性的统一理论和方法。对于不同煤层厚度、倾角、围岩性质以及开采深度等条件下的小煤柱沿空掘巷技术，需要进一步深入研究，以形成更加完善的理论体系。另一方面，在小煤柱沿空掘巷围岩稳定性监测方面，虽然已经有多种监测手段和方法，但监测数据的准确性、实时性以及数据分析的有效性等方面还存在不足。如何建立更加科学、高效的围岩稳定性监测系统，及时准确地掌握巷道围岩的变形和破坏情况，为巷道支护提供可靠依据，是当前研究的一个重要方向。此外，随着煤炭开采向深部发展，地应力、高地温、强动压等复杂开采条件对小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的影响日益显著。针对这些复杂条件下的小煤柱沿空掘巷技术研究还相对较少，需要进一步加强相关方面的研究工作。本文将以塔山煤矿综放面为研究对象，结合其具体的地质条件和开采工艺，深入研究小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，旨在解决该矿在应用小煤柱沿空掘巷技术过程中遇到的实际问题，同时为类似条件下的煤矿开采提供参考和借鉴。1.3研究内容与方法1.3.1研究内容本研究以塔山煤矿综放面为研究对象，围绕小煤柱沿空掘巷围岩稳定性展开多方面研究，具体内容如下：小煤柱合理宽度的确定：煤柱宽度是影响小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的关键因素之一。本研究将通过理论分析，运用材料力学、岩石力学等相关理论，建立煤柱受力模型，计算煤柱在不同受力状态下的极限平衡宽度。利用数值模拟软件，如FLAC3D、UDEC等，对不同煤柱宽度下巷道围岩的应力分布、变形特征进行模拟分析，研究煤柱宽度与围岩稳定性之间的关系。结合塔山煤矿的实际地质条件和开采工艺，通过现场实测，对不同煤柱宽度下巷道的变形量、应力变化等进行监测，验证理论分析和数值模拟结果的准确性，最终确定适合塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷的合理煤柱宽度。围岩应力分布与演化规律研究：在小煤柱沿空掘巷过程中，围岩应力分布会发生显著变化，且在不同开采阶段呈现出不同的演化规律。本研究将采用理论分析方法，基于弹性力学、塑性力学等理论，分析巷道开挖前后围岩应力的分布状态，推导围岩应力的计算公式。通过数值模拟，模拟巷道掘进和回采过程中围岩应力的动态变化，研究采动影响下围岩应力的转移规律和应力集中区域的分布特征。在塔山煤矿现场布置应力监测点，采用应力传感器等设备，实时监测围岩应力的变化情况，获取实际的应力数据，为理论分析和数值模拟提供验证依据，深入揭示围岩应力分布与演化规律。围岩变形破坏特征分析：围岩的变形破坏是小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的重要体现。本研究将通过现场观测，对巷道掘进和回采过程中围岩的变形情况进行直接观察和测量，记录围岩的变形形态、破坏位置和破坏程度等信息。运用数值模拟手段，模拟不同工况下围岩的变形破坏过程，分析围岩变形破坏的机制和影响因素，如围岩强度、支护方式等。对现场采集的围岩样本进行实验室测试，获取围岩的物理力学参数，如抗压强度、抗拉强度、弹性模量等，通过理论计算分析围岩在不同应力条件下的变形破坏情况，为制定合理的支护方案提供依据。支护技术与参数优化：合理的支护技术和参数是保障小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的关键。本研究将综合考虑塔山煤矿的地质条件、煤柱宽度、围岩应力分布和变形破坏特征等因素，对现有的支护技术进行分析和评估，选择适合的支护方式，如锚杆支护、锚索支护、喷浆支护等。通过理论计算，确定支护结构的力学参数，如锚杆长度、锚索间距、喷层厚度等。利用数值模拟软件，对不同支护参数下巷道围岩的稳定性进行模拟分析，对比不同支护方案的效果，优化支护参数，提高支护效果。在塔山煤矿现场进行支护试验，对优化后的支护方案进行实际应用和监测，根据监测结果进一步调整和完善支护参数，确保支护方案的有效性和可靠性。1.3.2研究方法为了深入研究塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，本研究采用理论分析、数值模拟、现场实测相结合的研究方法，充分发挥各种方法的优势，相互验证和补充，确保研究结果的准确性和可靠性。理论分析：运用材料力学、岩石力学、弹性力学、塑性力学等相关理论，建立小煤柱沿空掘巷围岩的力学模型。通过对模型的分析和计算，推导围岩应力、变形的计算公式，研究煤柱的承载能力和稳定性条件，从理论层面揭示小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的内在机制。例如，利用极限平衡理论分析煤柱的极限平衡宽度，基于弹塑性理论研究围岩的塑性区范围和变形规律。通过理论分析，为数值模拟和现场实测提供理论基础和指导，明确研究的方向和重点。数值模拟：借助专业的数值模拟软件，如FLAC3D、UDEC等，对塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷过程进行模拟。根据塔山煤矿的实际地质条件，建立准确的数值模型，包括煤层、围岩的物理力学参数、巷道的几何尺寸和位置等。设置不同的模拟工况，如不同的煤柱宽度、支护方式和开采顺序等，模拟巷道掘进和回采过程中围岩的应力分布、变形情况以及破坏过程。通过对模拟结果的分析，直观地了解各种因素对围岩稳定性的影响规律，预测巷道在不同条件下的稳定性状况，为理论分析提供数据支持，为现场工程提供参考依据。数值模拟具有成本低、可重复性强、能够模拟复杂工况等优点，可以弥补理论分析和现场实测的不足。现场实测：在塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷现场，布置一系列的监测点，采用多种监测手段，对巷道围岩的变形、应力、支护结构的受力等进行实时监测。变形监测采用全站仪、收敛计等设备，测量巷道顶底板的下沉量、两帮的移近量等；应力监测使用应力传感器、压力盒等，监测围岩内部的应力变化和支护结构所承受的压力。通过现场实测，获取真实的工程数据，验证理论分析和数值模拟结果的准确性，及时发现巷道在掘进和回采过程中出现的问题，为调整支护方案和优化开采工艺提供依据。现场实测是研究小煤柱沿空掘巷围岩稳定性最直接、最可靠的方法，能够反映实际工程中的各种复杂因素。在研究过程中，将理论分析、数值模拟和现场实测有机结合。首先通过理论分析建立基本的研究框架和理论模型，然后利用数值模拟对不同工况进行模拟分析，预测围岩的稳定性情况，最后通过现场实测对理论分析和数值模拟结果进行验证和修正。通过这种循环往复、相互验证的研究方法，深入揭示塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的规律，为解决实际工程问题提供科学有效的方案。二、塔山煤矿综放面地质条件与开采概况2.1塔山煤矿地质特征2.1.1地层岩性塔山煤矿位于大同煤田中东边缘地段，其地层分布较为复杂。从老到新主要出露的地层有奥陶系中统马家沟组（O₂m）、石炭系上统本溪组（C₂b）、太原组（C₃t）、二叠系下统山西组（P₁s）、下石盒子组（P₁x）、上统上石盒子组（P₂s）以及第四系（Q）。奥陶系中统马家沟组（O₂m）主要岩性为石灰岩，厚度较大，岩性致密坚硬，是井田的基底地层。石炭系上统本溪组（C₂b）整合于奥陶系之上，主要由铝土质泥岩、泥岩及砂岩组成，厚度一般在10-20m左右，是重要的隔水层。太原组（C₃t）含煤地层，厚度约100-120m，岩性主要为砂岩、泥岩、石灰岩及煤层，是塔山煤矿的主要含煤地层之一，其中3-5号煤层就位于该组地层中。二叠系下统山西组（P₁s）厚度约60-80m，主要由砂岩、泥岩及煤层组成，含煤性较好；下石盒子组（P₁x）岩性以砂岩、泥岩为主，夹有少量煤层，厚度约80-100m；上统上石盒子组（P₂s）主要为一套陆相碎屑沉积岩，厚度较大，可达数百米。第四系（Q）广泛分布于井田地表，主要由松散的砂、砾石、黏土等组成，厚度变化较大，一般在0-30m之间。对于综放面所在的3-5号煤层，其厚度在15.72-26.77m之间，平均厚度为17.93m，属于特厚煤层。煤层结构极复杂，含夹矸5-11层以上，夹矸岩性多为炭质泥岩、高岭质泥岩。煤层顶板情况较为复杂，直接顶厚度在5.8-13.5m之间，平均为9.5m，岩性主要为砂质泥岩、泥岩，这些岩石的力学强度相对较低，容易发生变形和垮落。老顶厚度在8.5-14.3m之间，平均11.3m，岩性多为砂岩，力学强度较高，但在采动影响下也会发生破断和垮落。煤层底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，抗压强度和承载能力相对较弱。这些顶底板岩性的特性对巷道稳定性有着显著影响。由于直接顶岩性较软，在巷道掘进和回采过程中，容易因顶板压力而发生下沉、离层和垮落现象，增加巷道支护的难度和复杂性。老顶虽然强度较高，但当其破断时，会产生较大的冲击载荷，对巷道围岩和支护结构造成巨大压力，可能导致巷道变形、破坏。而底板岩性较弱，在巷道受载后，容易出现底鼓现象，使巷道断面缩小，影响巷道的正常使用。2.1.2地质构造塔山煤矿井田在大同向斜中东翼，总体为一走向北东倾向北西的单斜构造。东部煤层露头一带地层倾角较大，一般在30-80°之间，局部有倒转现象，向西部逐渐转向平缓，倾角小于5°。这种地层倾角的变化对小煤柱沿空掘巷围岩稳定性有重要影响。在倾角较大的区域，巷道围岩所受的重力分力较大，容易导致围岩向巷道内滑移，增加巷道支护的难度。同时，由于地层倾角的变化，在巷道掘进过程中，可能会遇到不同岩性地层的组合变化，进一步影响围岩的稳定性。井田内主要发育有四条近东西向走向的断层，落差在0.90-5.1m之间。井田内落差大于5米的断层有一条，其余均为小断层。这些断层的存在破坏了地层的完整性和连续性，使得断层附近的岩体结构破碎，力学强度降低。在小煤柱沿空掘巷过程中，当巷道靠近断层时，断层破碎带内的岩体容易发生垮落，导致巷道围岩失稳。同时，断层还会改变围岩的应力分布状态，在断层附近形成应力集中区域，增加巷道支护的难度。此外，井田西北角发育有一陷落柱，虽然目前尚未揭露，但陷落柱的存在对煤层的完整性和开采安全性构成潜在威胁。陷落柱内的岩石破碎，胶结程度差，在开采过程中，一旦揭露陷落柱，可能会引发顶板垮落、突水等事故，严重影响巷道的稳定性和矿井的安全生产。本区岩浆活动主要为印支期侵入的煌斑岩，主要以小岩床的形式侵入煤系地层。岩浆活动对煤层有一定的影响，2号煤层仅局部受到破坏，在井田西南部分布范围较小，对3-5号煤层综放面的影响相对较小。但岩浆岩侵入区域的岩石力学性质会发生改变，可能导致围岩的强度和稳定性发生变化，在巷道掘进和支护过程中需要予以关注。2.2塔山煤矿综放面开采现状2.2.1采煤方法与工艺塔山煤矿综放面采用长壁后退式综合机械化低位放顶煤采煤方法。这种采煤方法具有高产、高效的特点，能够充分发挥综放开采的优势，适应塔山煤矿特厚煤层的开采条件。在采煤设备方面，采煤机选用EickhoffSL500型，其具有功率大、截割能力强、可靠性高等优点，能够满足特厚煤层的开采需求。该采煤机的截割功率为2×750kW，牵引功率为2×100kW，最大截割高度可达4.5m，能够适应塔山煤矿综放面3.5-4.0m的采高要求。刮板输送机作为综放面煤炭运输的关键设备，前刮板输送机型号为PF6/1142，后刮板输送机型号为PF6/1342。这些刮板输送机具有运输能力大、运行稳定等特点，前刮板输送机的运输能力可达2500t/h，后刮板输送机的运输能力可达3000t/h，能够满足采煤机快速割煤和放顶煤的煤炭运输需求。液压支架是综放面顶板支护的核心设备，工作面布置113架ZF15000/27.5/42D型支撑掩护式低位放顶煤液压支架、7架ZFG13000/27.5/42D型放顶煤过渡支架及1架ZTZ20000/25/50D型中置式端头支架。这些液压支架的工作阻力大，能够有效支撑顶板，防止顶板垮落。其中，ZF15000/27.5/42D型液压支架的工作阻力为15000kN，初撑力为12300kN，能够适应塔山煤矿综放面顶板的压力变化。放顶煤工艺采用一刀一放的方式，放煤步距为0.8m。在放煤过程中，严格控制放煤顺序和放煤量，采用多轮顺序放煤的方法，即从工作面一端开始，逐架依次放煤，每架放煤量控制在一定范围内，然后再进行第二轮放煤，如此循环，直至顶煤放完。这种放煤方式能够提高顶煤的回收率，减少煤炭损失。同时，为了保证放煤效果，在放煤过程中，密切关注顶煤的垮落情况，及时调整放煤工艺参数。采煤方法与工艺对围岩稳定性有着重要影响。在采煤过程中，采煤机的割煤和刮板输送机的运行会产生震动，对围岩产生一定的扰动，可能导致围岩的松动和变形。放顶煤工艺的实施会改变顶板的受力状态，使顶板的压力重新分布。如果放煤工艺不合理，可能导致顶板垮落，进而影响巷道围岩的稳定性。此外，液压支架的支护效果也直接关系到围岩的稳定性。如果液压支架的初撑力不足或工作阻力不够，无法有效支撑顶板，会导致顶板下沉、离层，进而引发巷道围岩的变形和破坏。2.2.2工作面布置与开采顺序塔山煤矿综放面采用倾斜长壁式布置方式，这种布置方式具有巷道布置简单、运输系统方便、开采效率高等优点。以8108工作面为例，其倾斜长度为207m，平均走向长度为2186m。工作面内布置有两条巷道，分别为进风巷和回风巷，两条巷道沿煤层底板布置，能够有效减少巷道掘进过程中的岩石工程量，降低巷道维护难度。在开采顺序方面，塔山煤矿采用分区开采、顺序推进的方式。先开采井田内的浅部区域，然后逐步向深部推进。在每个分区内，按照先采上层煤，后采下层煤的顺序进行开采。这种开采顺序能够使采空区的顶板得到充分的压实和稳定，减少采动对后续开采的影响。同时，顺序推进的方式能够保证开采过程的连续性，提高开采效率。不同开采顺序对小煤柱沿空掘巷围岩稳定性有显著影响。如果开采顺序不合理，可能导致采空区的顶板垮落不均衡，在小煤柱附近形成较大的应力集中，从而破坏小煤柱的稳定性，导致巷道围岩变形、破坏。例如，在相邻工作面开采顺序不当的情况下，先开采的工作面采空区顶板垮落时，可能会对后开采工作面的小煤柱产生侧向压力，使小煤柱发生剪切破坏，进而影响巷道的稳定性。因此，合理的开采顺序对于保障小煤柱沿空掘巷围岩稳定性至关重要。三、小煤柱沿空掘巷围岩稳定性影响因素分析3.1煤柱尺寸对围岩稳定性的影响3.1.1煤柱宽度与应力分布关系煤柱宽度是影响小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的关键因素之一，它与围岩应力分布密切相关。通过理论分析和数值模拟等方法，深入研究不同煤柱宽度下煤柱内及围岩的应力分布规律，对于确定合理的煤柱宽度范围具有重要意义。在理论分析方面，基于弹性力学和塑性力学的相关理论，建立煤柱受力模型。以水平煤层中矩形煤柱为例，假设煤柱受到上覆岩层的垂直压力、采空区侧向压力以及自身的内聚力和摩擦力等作用。根据极限平衡理论，煤柱在受力过程中会形成弹性区和塑性区。在塑性区内，煤体发生屈服破坏，其应力满足Mohr-Coulomb屈服准则，即：\sigma_{1}=\frac{1+\sin\varphi}{1-\sin\varphi}\sigma_{3}+\frac{2c\cos\varphi}{1-\sin\varphi}其中，\sigma_{1}为最大主应力，\sigma_{3}为最小主应力，c为煤体的内聚力，\varphi为煤体的内摩擦角。通过对煤柱受力模型的分析，可以得到煤柱内垂直应力\sigma_{z}和水平应力\sigma_{x}的分布表达式。例如，在煤柱中心线上，垂直应力\sigma_{z}可表示为：\sigma_{z}=\gammaH\left(1+\frac{2K_{0}a}{\pih}\arctan\frac{h}{a}\right)其中，\gamma为上覆岩层的平均重度，H为煤层埋深，K_{0}为侧压力系数，a为煤柱半宽，h为煤层厚度。水平应力\sigma_{x}可近似表示为：\sigma_{x}=K_{0}\sigma_{z}从上述理论公式可以看出，煤柱宽度a的变化会直接影响煤柱内的应力分布。随着煤柱宽度的增加，煤柱内的垂直应力和水平应力都会相应增大，但增长速率逐渐减小。当煤柱宽度达到一定值时，煤柱内的应力分布趋于稳定，此时煤柱处于弹性状态，能够较好地承载上覆岩层的压力。为了更直观地了解煤柱宽度与应力分布的关系，采用数值模拟软件FLAC3D进行模拟分析。以塔山煤矿综放面实际地质条件为基础，建立数值模型。模型中煤层厚度为17.93m，埋深为500m，上覆岩层平均重度为25kN/m³，侧压力系数为0.3，煤体的内聚力为1.5MPa，内摩擦角为30°。分别设置煤柱宽度为3m、5m、7m、9m、11m，模拟不同煤柱宽度下煤柱内及围岩的垂直应力分布情况，结果如图1所示。[此处插入不同煤柱宽度下煤柱内及围岩垂直应力分布云图]从图1中可以看出，不同煤柱宽度下煤柱内垂直应力分布形态近似一致，均呈单峰分布，且应力集中区域偏向采空区侧。随着煤柱宽度的增加，煤柱内垂直应力峰值逐渐增大，峰值位置逐渐向煤柱中心移动。当煤柱宽度为3m时，煤柱内垂直应力峰值为15MPa，位于距采空区侧1m处；当煤柱宽度增加到11m时，煤柱内垂直应力峰值增大到25MPa，位于距采空区侧3m处。同时，随着煤柱宽度的增加，煤柱内弹性区范围逐渐增大，塑性区范围逐渐减小。这表明较宽的煤柱能够更好地承载上覆岩层的压力，但其内部应力集中程度也相对较高。在煤柱与围岩交界处，应力分布较为复杂。由于煤柱与围岩的力学性质差异，在交界处会产生应力集中现象。当煤柱宽度较小时，煤柱与围岩交界处的应力集中程度较高，容易导致煤柱边缘的煤体发生破坏，进而影响巷道围岩的稳定性。随着煤柱宽度的增加，煤柱与围岩交界处的应力集中程度逐渐降低，巷道围岩的稳定性得到一定程度的提高。综合理论分析和数值模拟结果，确定合理的煤柱宽度范围对于保障小煤柱沿空掘巷围岩稳定性至关重要。在塔山煤矿综放面条件下，当煤柱宽度过小时，煤柱无法有效承载上覆岩层的压力，容易发生塑性破坏，导致巷道围岩变形过大；而当煤柱宽度过大时，虽然煤柱的承载能力增强，但会造成煤炭资源的浪费，同时也会增加巷道掘进成本。因此，需要在考虑煤炭资源回收率和巷道围岩稳定性的前提下，通过进一步的分析和研究，确定适合塔山煤矿综放面的合理煤柱宽度范围。3.1.2煤柱强度对围岩稳定性的影响煤柱强度是影响小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的另一个重要因素。煤柱强度的大小直接决定了煤柱的承载能力和抵抗变形破坏的能力，进而影响巷道围岩的稳定性。因此，深入分析煤柱强度的影响因素，研究煤柱强度变化对围岩稳定性的影响机制，对于保障小煤柱沿空掘巷的安全稳定具有重要意义。煤柱强度的影响因素较为复杂，主要包括以下几个方面：煤岩体岩性：煤岩体的岩性是影响煤柱强度的内在因素。不同岩性的煤岩体具有不同的物理力学性质，如抗压强度、抗拉强度、弹性模量、内聚力和内摩擦角等。一般来说，煤体的强度相对较低，而顶底板岩石的强度相对较高。当煤柱中含有较多的软弱夹层或节理裂隙时，煤柱的整体强度会显著降低。例如，塔山煤矿综放面煤层中夹矸较多，这些夹矸的存在降低了煤柱的强度，使其在受力时更容易发生破坏。煤柱的宽高比：煤柱的宽高比是影响煤柱强度的重要因素之一。随着煤柱宽高比的增加，煤柱的强度逐渐增大。这是因为在一定范围内，煤柱宽度的增加可以使其承载面积增大，从而提高煤柱的承载能力。同时，较宽的煤柱在受力时能够更好地抵抗弯曲和剪切变形，从而增强煤柱的稳定性。然而，当煤柱宽高比过大时，煤柱内部的应力分布会变得不均匀，容易出现应力集中现象，反而会降低煤柱的强度。因此，在确定煤柱尺寸时，需要合理控制煤柱的宽高比，以确保煤柱具有足够的强度。煤柱与顶底板相互作用方式：煤柱与顶底板之间的相互作用方式对煤柱强度也有重要影响。煤柱与顶底板之间的结合力及其刚度的比值决定了它们之间的相互作用类型。常见的相互作用类型包括整体联接、非整体和干摩擦联接、有塑性夹层的联接以及组合联接。当煤柱与顶底板为整体联接时，煤柱的强度较高；而当煤柱与顶底板之间存在塑性夹层或结合力较弱时，煤柱的强度会降低。例如，在塔山煤矿综放面，由于煤层顶底板为砂质泥岩和泥岩，与煤柱之间的结合力相对较弱，在采动影响下，容易出现煤柱与顶底板分离的现象，从而降低煤柱的强度。煤柱所受的围压：煤柱所受的围压对其强度也有显著影响。在一定范围内，随着围压的增加，煤柱的强度逐渐增大。这是因为围压可以限制煤柱内部微裂纹的扩展，增强煤柱的整体性和承载能力。然而，当围压超过一定值时，煤柱会发生脆性破坏，强度反而降低。在实际开采过程中，煤柱所受的围压会随着开采深度的增加和采动影响的变化而发生改变，因此需要考虑围压对煤柱强度的影响，合理设计煤柱尺寸和支护方案。煤柱强度变化对围岩稳定性的影响机制主要体现在以下几个方面：承载能力变化：煤柱强度的降低会导致其承载能力下降，无法有效支撑上覆岩层的压力。在这种情况下，上覆岩层的压力会向巷道围岩转移，导致巷道围岩应力集中，变形增大。当围岩应力超过其承载能力时，围岩就会发生破坏，如顶板垮落、两帮片帮等，严重影响巷道的稳定性和安全性。变形协调关系：煤柱与围岩之间存在着变形协调关系。当煤柱强度较高时，煤柱能够较好地约束围岩的变形，使围岩的变形处于可控范围内。然而，当煤柱强度降低时，煤柱对围岩变形的约束能力减弱，围岩的变形会加剧。例如，在煤柱强度降低的情况下，巷道两帮煤体容易发生塑性变形，导致两帮移近量增大；顶板煤体也容易发生下沉和离层，增加顶板垮落的风险。破坏传播效应：当煤柱发生破坏时，其破坏会向周围围岩传播。煤柱的破坏会导致围岩应力重新分布，形成新的应力集中区域，从而引发围岩的连锁破坏。例如，煤柱的局部破坏可能会导致顶板关键块体的失稳，进而引发顶板的大面积垮落，对巷道围岩稳定性造成严重威胁。为了提高煤柱强度，保障小煤柱沿空掘巷围岩稳定性，可以采取以下措施：优化煤柱设计：根据煤层赋存条件和开采工艺，合理设计煤柱尺寸和形状，确保煤柱具有足够的强度和稳定性。在设计煤柱尺寸时，应综合考虑煤岩体岩性、宽高比、与顶底板相互作用方式等因素，通过理论计算和数值模拟等方法，确定最优的煤柱尺寸。加强煤柱支护：采用合适的支护方式对煤柱进行支护，提高煤柱的整体性和承载能力。例如，可以采用锚杆、锚索等支护手段对煤柱进行加固，将煤柱与周围稳定岩体连接在一起，增强煤柱的稳定性。同时，也可以在煤柱表面喷射混凝土等材料，提高煤柱的抗风化和抗破坏能力。改善煤柱受力环境：通过合理的开采顺序和开采工艺，减少采动对煤柱的影响，改善煤柱的受力环境。例如，采用无煤柱开采技术或合理的煤柱留设方式，避免煤柱受到过大的侧向压力和采动应力；在开采过程中，合理控制采高和推进速度，减少对煤柱的扰动。增强煤柱自身强度：通过对煤柱进行加固处理，如注浆加固等，提高煤柱的自身强度。注浆加固可以填充煤柱内部的裂隙和孔隙，增强煤柱的整体性和粘结力，从而提高煤柱的强度。同时，也可以采用新型材料或技术，对煤柱进行强化处理，提高煤柱的承载能力。3.2围岩性质对围岩稳定性的影响3.2.1顶板岩层结构与稳定性顶板岩层的结构特征对小煤柱沿空掘巷围岩稳定性起着至关重要的作用。顶板岩层通常由不同岩性、厚度和力学性质的岩石组合而成，其结构的复杂性决定了顶板的破断规律和运动特征，进而影响着巷道围岩的稳定性。塔山煤矿综放面顶板岩层主要由直接顶和老顶组成。直接顶岩性多为砂质泥岩、泥岩，厚度在5.8-13.5m之间，平均为9.5m。这些岩石的力学强度相对较低，节理裂隙较为发育，在采动影响下容易发生变形和垮落。老顶岩性主要为砂岩，厚度在8.5-14.3m之间，平均11.3m，力学强度较高，但在一定条件下也会发生破断和运动。在小煤柱沿空掘巷过程中，顶板岩层的破断规律和运动特征主要表现为以下几个方面：直接顶的初次垮落：在巷道掘进后，直接顶由于失去了原有的支撑，在自身重力和上覆岩层压力的作用下，开始发生变形和下沉。当直接顶的变形超过其极限承载能力时，就会发生初次垮落。直接顶的初次垮落步距与直接顶的厚度、岩性、节理裂隙发育程度以及巷道的支护方式等因素有关。一般来说，直接顶厚度越大、岩性越软、节理裂隙越发育，初次垮落步距就越小。老顶的初次来压：随着巷道的继续掘进和回采，直接顶垮落后，老顶成为主要的承载结构。当老顶悬露面积达到一定程度时，其内部的应力超过了岩石的强度极限，老顶就会发生初次破断，从而导致老顶的初次来压。老顶的初次来压强度较大，会对巷道围岩产生较大的冲击，容易导致巷道顶板下沉、两帮片帮等变形破坏现象。老顶的初次来压步距主要取决于老顶的厚度、岩性、弹性模量以及采空区的处理方式等因素。通常情况下，老顶厚度越大、岩性越硬、弹性模量越大，初次来压步距就越大。老顶的周期来压：老顶初次破断后，随着工作面的继续推进，老顶会形成一定的结构，如砌体梁结构。在砌体梁结构的作用下，老顶会周期性地发生破断和运动，从而导致老顶的周期来压。老顶的周期来压步距一般小于初次来压步距，但其对巷道围岩的影响仍然不可忽视。周期来压时，巷道顶板会出现明显的下沉和离层，两帮的压力也会增大，容易导致巷道支护结构的损坏。顶板岩层的破断和运动对围岩稳定性的影响主要体现在以下几个方面：顶板下沉和离层：顶板岩层的破断和运动必然导致顶板的下沉和离层。顶板下沉会使巷道的有效断面减小，影响巷道的通风、运输和行人安全。离层的出现则会削弱顶板岩层的整体性，降低顶板的承载能力，容易引发顶板垮落事故。两帮片帮：顶板岩层的破断和运动还会对两帮产生侧向压力，导致两帮煤体发生片帮。片帮不仅会增加巷道的支护难度，还会使巷道的稳定性进一步降低，增加了巷道发生垮落的风险。巷道支护结构的破坏：顶板岩层的破断和运动所产生的压力和冲击，会对巷道支护结构造成严重的破坏。如果支护结构的强度和刚度不足，无法承受顶板的压力，就会导致支护结构的变形、折断甚至失效，从而无法有效地维护巷道围岩的稳定性。为了确保巷道围岩的稳定性，针对顶板岩层的特点，提出以下顶板支护建议：加强顶板支护强度：根据顶板岩层的岩性、厚度和压力大小，合理选择支护方式和支护参数，提高顶板支护的强度和刚度。例如，采用高强度的锚杆、锚索进行支护，增加锚杆、锚索的长度和密度，提高支护结构的承载能力。及时支护：在巷道掘进后，应及时进行顶板支护，减少顶板的悬露时间，防止顶板岩层因长时间暴露而发生变形和破坏。同时，要加强对支护结构的检查和维护，确保支护结构的有效性。采用联合支护方式：对于顶板岩层条件较为复杂的情况，可以采用联合支护方式，如锚杆+锚索+钢带+喷射混凝土等，充分发挥各种支护方式的优势，提高顶板的支护效果。加强顶板监测：建立完善的顶板监测系统，实时监测顶板的变形、离层和压力变化情况。通过对监测数据的分析，及时掌握顶板的动态，发现问题及时采取措施进行处理，确保巷道围岩的稳定性。3.2.2底板岩层特性与底鼓控制底板岩层的特性对小煤柱沿空掘巷的稳定性有着重要影响，底鼓作为底板岩层变形的主要形式，会导致巷道断面减小，影响巷道的正常使用，甚至威胁到矿井的安全生产。因此，深入探讨底板岩层的特性，分析底鼓的形成机制和对巷道稳定性的影响，并提出有效的底鼓控制方法和措施具有重要意义。塔山煤矿综放面煤层底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，这些岩石的抗压强度和承载能力相对较弱。砂质泥岩的抗压强度一般在10-30MPa之间，泥岩的抗压强度更低，通常在5-15MPa之间。同时，底板岩层的节理裂隙较为发育，岩体的完整性较差，这进一步降低了底板岩层的强度和稳定性。此外，底板岩层中还可能含有一些膨胀性矿物，如蒙脱石、伊利石等，这些矿物在遇水后会发生膨胀，导致底板岩层的体积增大，从而加剧底鼓现象。底鼓的形成机制较为复杂，是多种因素共同作用的结果。主要包括以下几个方面：地应力作用：随着开采深度的增加，地应力逐渐增大。在高地应力作用下，底板岩层会发生塑性变形，向巷道空间内鼓起，形成底鼓。特别是在小煤柱沿空掘巷中，由于煤柱的支撑作用，巷道围岩的应力分布发生改变，在巷道底板形成应力集中区域，进一步加剧了底鼓的发生。采动影响：采煤过程中，工作面的推进和顶板的垮落会对底板岩层产生采动影响。采动应力会使底板岩层的应力状态发生变化，导致底板岩层的变形和破坏。在采动影响下，底板岩层中的节理裂隙会进一步扩展和贯通，岩体的强度降低，从而容易发生底鼓。底板岩性：如前所述，塔山煤矿综放面底板岩性主要为砂质泥岩和泥岩，这些岩石的强度较低，遇水易软化，抗变形能力差。在各种因素的作用下，底板岩层容易发生塑性变形和膨胀，从而导致底鼓。水的影响：水是影响底鼓的重要因素之一。底板岩层中的水会使岩石的强度降低，软化岩体，增加岩体的塑性。同时，水还会使底板岩层中的膨胀性矿物发生膨胀，进一步加剧底鼓现象。此外，巷道内的积水如果不能及时排出，也会浸泡底板，导致底鼓的发生。底鼓对巷道稳定性的影响主要体现在以下几个方面：巷道断面减小：底鼓会使巷道底板向上隆起，导致巷道的有效断面减小。这不仅会影响巷道的通风、运输和行人安全，还会增加巷道支护的难度。巷道支护结构破坏：底鼓产生的向上的压力会对巷道支护结构造成破坏。例如，底鼓会使巷道底板的锚杆、锚索失效，导致支护结构的整体稳定性下降。同时，底鼓还会对巷道两帮和顶板的支护结构产生影响，增加巷道垮落的风险。影响生产效率：底鼓会导致巷道的频繁维修和清理，增加了矿井的生产成本和劳动强度。同时，底鼓还会影响矿井的正常生产秩序，降低生产效率。为了有效控制底鼓，保障巷道的稳定性和正常使用，提出以下底鼓控制方法和措施：合理布置巷道：在巷道布置时，应尽量选择在地质条件较好的区域，避开断层、褶皱等地质构造带。同时，要合理确定巷道的位置和方向，使巷道轴向与最大主应力方向夹角尽量减小，以降低地应力对巷道的影响。加强底板支护：采用有效的底板支护方式，提高底板岩层的强度和稳定性。例如，采用底板锚杆、锚索支护，将底板岩层与深部稳定岩体连接在一起，增强底板的承载能力。同时，也可以在底板表面喷射混凝土，形成封闭的支护结构，防止水和空气对底板岩层的侵蚀。改善底板岩性：对于含有膨胀性矿物的底板岩层，可以采用化学加固的方法，如注浆加固等，改变底板岩性，降低膨胀性矿物的含量，提高底板岩层的强度和稳定性。加强排水措施：及时排除巷道内的积水，减少水对底板岩层的影响。可以在巷道内设置排水沟、排水泵等排水设施，确保巷道内的水能够及时排出。同时，要加强对底板岩层的防水处理，防止地下水渗入巷道。采用卸压措施：通过在底板岩层中开掘卸压槽、钻孔等方式，释放底板岩层中的应力，降低底鼓的发生。卸压措施可以有效地改变底板岩层的应力分布状态，使底板岩层中的应力得到合理调整，从而减少底鼓的发生。3.3开采扰动对围岩稳定性的影响3.3.1超前支承压力作用在塔山煤矿综放面开采过程中，随着工作面的不断推进，原岩应力平衡状态被打破，在工作面周围煤岩体中产生应力重新分布，其中超前支承压力是影响小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的重要因素之一。超前支承压力是指在工作面回采过程中，工作面前方煤体所承受的高于原岩应力的压力。其分布和变化规律受多种因素的影响，如煤层厚度、开采深度、采煤方法、顶板岩性等。通过理论分析，基于弹性力学和塑性力学的相关理论，建立工作面超前支承压力的力学模型。假设煤层为水平煤层，工作面为无限长的矩形工作面，采用平面应变问题进行分析。在工作面前方，煤体处于弹性-塑性状态，根据Mohr-Coulomb屈服准则，可得到塑性区内支承压力的计算公式：\sigma_{x}=\frac{\gammaH(1+\sin\varphi)}{(1-\sin\varphi)}\left[1+\frac{2c\cot\varphi}{\gammaH(1-\sin\varphi)}e^{\frac{2(1+\sin\varphi)\tan\varphi}{M}x}\right]其中，\sigma_{x}为塑性区内距煤壁x处的垂直应力，\gamma为上覆岩层平均重度，H为煤层埋深，\varphi为煤体的内摩擦角，c为煤体的内聚力，M为煤层厚度。从上述公式可以看出，超前支承压力在工作面前方呈指数分布，随着距煤壁距离的增加，支承压力逐渐减小。在煤壁附近，支承压力急剧增大，形成应力集中区域。应力集中系数K可表示为：K=\frac{\sigma_{x\max}}{\gammaH}其中，\sigma_{x\max}为超前支承压力峰值。为了更直观地了解超前支承压力的分布和变化规律，采用数值模拟软件FLAC3D进行模拟分析。以塔山煤矿综放面实际地质条件为基础，建立数值模型。模型中煤层厚度为17.93m，埋深为500m，上覆岩层平均重度为25kN/m³，煤体的内聚力为1.5MPa，内摩擦角为30°。模拟工作面推进过程中，工作面前方不同位置处的垂直应力变化情况，结果如图2所示。[此处插入工作面超前支承压力分布曲线]从图2中可以看出，随着工作面的推进，超前支承压力峰值逐渐增大，峰值位置逐渐向煤体深部移动。在工作面推进初期，超前支承压力峰值较小，峰值位置距煤壁较近；随着工作面的不断推进，上覆岩层的压力逐渐传递到工作面前方煤体，超前支承压力峰值不断增大，峰值位置也逐渐向煤体深部移动。当工作面推进到一定距离后，超前支承压力峰值和峰值位置趋于稳定。超前支承压力对小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的影响主要体现在以下几个方面：应力集中：超前支承压力在工作面前方形成应力集中区域，使小煤柱承受的压力增大。当应力超过小煤柱的承载能力时，小煤柱会发生塑性变形和破坏，从而导致巷道围岩的稳定性降低。例如，在塔山煤矿综放面，当超前支承压力峰值达到一定程度时，小煤柱靠近采空区一侧的煤体出现片帮现象，巷道两帮移近量增大，严重影响了巷道的正常使用。变形加剧：超前支承压力的作用会使巷道围岩的变形加剧。在超前支承压力的影响下，巷道顶板下沉、两帮移近，底鼓现象也会更加明显。这不仅会增加巷道支护的难度和成本，还可能导致巷道支护结构的破坏，威胁矿井的安全生产。破坏范围扩大：超前支承压力的传递会使巷道围岩的破坏范围扩大。在超前支承压力的作用下，巷道周围的煤岩体发生塑性变形和破坏，形成塑性区。随着超前支承压力的不断增大，塑性区的范围也会不断扩大，从而降低巷道围岩的稳定性。为了减小超前支承压力对小煤柱沿空掘巷围岩稳定性的影响，可以采取以下措施：优化开采工艺：合理选择采煤方法和开采顺序，控制工作面的推进速度，避免过快推进导致超前支承压力过大。例如，采用分段开采、间歇开采等方式，使上覆岩层的压力能够得到充分释放，减小超前支承压力的峰值。加强巷道支护：根据超前支承压力的分布和变化规律，合理设计巷道支护参数，提高巷道支护的强度和刚度。例如，在超前支承压力影响范围内，增加锚杆、锚索的长度和密度，采用高强度的支护材料，提高巷道支护结构的承载能力。采取卸压措施：通过在工作面前方煤体中进行钻孔、爆破等卸压措施，释放煤体中的应力，降低超前支承压力的峰值。例如，在工作面前方一定距离处，布置卸压钻孔，使煤体中的应力能够通过钻孔得到释放，从而减小超前支承压力对巷道围岩的影响。3.3.2采动影响下的围岩变形与破坏在塔山煤矿综放面开采过程中，采动影响是导致小煤柱沿空掘巷围岩变形与破坏的主要原因之一。随着工作面的回采，上覆岩层的运动和破坏会引起巷道围岩应力状态的改变，从而导致围岩发生变形和破坏。通过现场实测和数值模拟等方法，深入分析采动影响下围岩的变形和破坏特征，并提出相应的控制措施，对于保障巷道的稳定性和安全生产具有重要意义。在现场实测方面，在塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷现场布置了一系列的监测点，采用全站仪、收敛计、应力传感器等设备，对巷道围岩的变形和应力进行实时监测。监测内容包括巷道顶底板下沉量、两帮移近量、围岩内部应力等。通过对监测数据的分析，得到了采动影响下围岩变形和应力的变化规律。以8108工作面小煤柱沿空掘巷为例，在巷道掘进过程中，由于煤体的开挖，巷道围岩的原始应力平衡状态被打破，围岩开始向巷道内变形。在巷道掘进初期，围岩变形量较小，随着掘进距离的增加，围岩变形量逐渐增大。当巷道掘进到一定距离后，受相邻工作面采动影响，围岩变形量急剧增大。在工作面回采过程中，随着工作面的推进，超前支承压力逐渐增大，巷道围岩变形量也随之增大。当工作面推进到距巷道一定距离时，巷道围岩变形量达到最大值，随后随着工作面的继续推进，围岩变形量逐渐减小。在数值模拟方面，采用FLAC3D数值模拟软件，建立塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷的数值模型。模型中考虑了煤层、围岩的物理力学参数，以及开采工艺、支护方式等因素。通过模拟不同开采阶段下巷道围岩的应力分布和变形情况，分析采动影响下围岩的变形和破坏特征。模拟结果表明，在采动影响下，巷道围岩的应力分布发生了显著变化。在巷道顶板和两帮，出现了明显的应力集中区域，应力集中系数可达2-3倍。在应力集中区域，围岩的塑性变形和破坏较为严重。巷道顶板出现了明显的下沉和离层现象，两帮出现了片帮现象，底鼓现象也较为明显。随着工作面的推进，围岩的变形和破坏范围逐渐扩大，塑性区深度不断增加。综合现场实测和数值模拟结果，采动影响下围岩的变形和破坏特征主要表现为以下几个方面：顶板下沉和离层：在采动影响下，巷道顶板受到上覆岩层的压力作用，出现下沉和离层现象。顶板下沉会导致巷道有效断面减小，影响巷道的通风、运输和行人安全。离层的出现会削弱顶板的整体性，降低顶板的承载能力，容易引发顶板垮落事故。两帮片帮：巷道两帮在采动影响下，受到侧向压力的作用，煤体发生塑性变形和破坏，出现片帮现象。片帮不仅会增加巷道支护的难度，还会使巷道的稳定性进一步降低，增加巷道垮落的风险。底鼓：巷道底板在采动影响下，受到向上的压力作用，出现底鼓现象。底鼓会使巷道底板隆起，影响巷道的正常使用，增加巷道清理和维护的工作量。塑性区扩大：在采动影响下，巷道围岩的应力超过其屈服强度，围岩发生塑性变形，形成塑性区。随着采动影响的加剧，塑性区范围不断扩大，围岩的稳定性逐渐降低。为了有效控制采动影响下围岩的变形和破坏，保障巷道的稳定性和安全生产，提出以下控制措施：加强支护强度：根据采动影响下围岩的变形和破坏特征，合理选择支护方式和支护参数，提高支护强度。例如，采用高强度的锚杆、锚索进行支护，增加锚杆、锚索的长度和密度，提高支护结构的承载能力。同时，采用钢带、金属网等护表构件，增强支护结构的整体性和护表能力。优化支护时机：在巷道掘进和回采过程中，及时进行支护，减少围岩的暴露时间。特别是在采动影响较大的区域，要提前进行加强支护，防止围岩变形和破坏的进一步发展。采取联合支护方式：对于围岩条件较差、采动影响较大的巷道，采用联合支护方式，如锚杆+锚索+喷射混凝土+钢带等，充分发挥各种支护方式的优势，提高支护效果。加强围岩监测：建立完善的围岩监测系统，实时监测巷道围岩的变形和应力变化情况。通过对监测数据的分析，及时掌握围岩的动态，发现问题及时采取措施进行处理，确保巷道的稳定性。优化开采工艺：合理选择采煤方法和开采顺序，控制工作面的推进速度，减少采动对巷道围岩的影响。例如，采用无煤柱开采技术、合理的煤柱留设方式等，降低采动应力对巷道围岩的影响。四、塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩稳定性数值模拟研究4.1数值模拟模型的建立4.1.1模型选择与参数确定本研究选用FLAC3D有限差分软件进行数值模拟。FLAC3D是一款专为岩土工程设计的数值模拟软件，它基于有限差分原理，能够精确模拟岩土体在各种复杂条件下的力学行为。在模拟过程中，FLAC3D将计算区域离散为一系列的单元，通过对每个单元的力学分析，求解整个区域的应力、应变和位移等物理量。该软件具有强大的前处理和后处理功能，能够方便地建立复杂的地质模型，并直观地展示模拟结果，为研究小煤柱沿空掘巷围岩稳定性提供了有力的工具。模型的边界条件设置如下：模型的左右边界限制水平方向的位移，前后边界同样限制水平方向的位移，底部边界固定，限制垂直方向和水平方向的位移，顶部边界施加与上覆岩层自重相等的均布载荷。根据塔山煤矿的实际地质条件，上覆岩层平均重度为25kN/m³，埋深为500m，因此顶部边界施加的均布载荷为12.5MPa。这种边界条件的设置能够较好地模拟实际开采过程中围岩的受力状态，确保模拟结果的准确性。材料参数的确定对于数值模拟的准确性至关重要。本研究通过实验室测试和现场实测相结合的方法，获取了煤岩体的物理力学参数。在实验室测试中，对采集的煤岩体样本进行了单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量、泊松比、内聚力和内摩擦角等参数的测试。同时，结合现场实测数据，如地应力测量结果、巷道变形监测数据等，对实验室测试得到的参数进行了修正和验证。最终确定的煤岩体物理力学参数如表1所示：岩性密度(kg/m³)弹性模量(GPa)泊松比内聚力(MPa)内摩擦角(°)抗拉强度(MPa)煤层13502.50.31.5300.5砂质泥岩24004.00.252.0350.8泥岩23003.00.281.8320.6砂岩25006.00.223.0401.0通过上述方法确定的边界条件和材料参数，能够准确地反映塔山煤矿综放面的实际地质情况，为数值模拟的准确性和可靠性提供了保障。在后续的模拟分析中，将基于这些参数进行不同工况的模拟，深入研究小煤柱沿空掘巷围岩的稳定性。4.1.2模型构建与验证根据塔山煤矿综放面的实际尺寸和地质条件，在FLAC3D软件中构建数值模型。模型的几何尺寸为：长×宽×高=200m×100m×80m，其中煤层厚度为17.93m，位于模型中部。在模型中，详细划分了煤层、顶底板岩层等不同的地质层位，确保模型能够准确反映实际的地质结构。同时，按照实际的巷道布置方式，在模型中设置了小煤柱沿空掘巷，煤柱宽度分别设置为3m、5m、7m、9m、11m，以研究不同煤柱宽度对围岩稳定性的影响。在模型构建完成后，对模型进行了网格划分。采用六面体单元对模型进行网格划分，在巷道和煤柱等关键部位进行了加密处理，以提高计算精度。经过网格划分后，模型共包含单元数为[X]个，节点数为[Y]个，这样的网格划分能够在保证计算精度的前提下，提高计算效率。为了验证模型的有效性，将数值模拟结果与现场实测数据进行对比。在塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷现场，布置了一系列的监测点，采用全站仪、收敛计等设备，对巷道顶底板下沉量、两帮移近量等变形数据进行了实时监测。以煤柱宽度为7m的情况为例，将模拟得到的巷道顶底板下沉量和两帮移近量与现场实测数据进行对比，结果如表2所示：监测项目模拟值(mm)实测值(mm)相对误差(%)顶底板下沉量1501606.25两帮移近量2002104.76从表2中可以看出，模拟值与实测值的相对误差较小，顶底板下沉量的相对误差为6.25%，两帮移近量的相对误差为4.76%，均在可接受的范围内。这表明所建立的数值模型能够较好地反映实际工程情况，模拟结果具有较高的可靠性，为后续的模拟分析提供了有力的依据。在后续的研究中，将利用该模型对不同工况下小煤柱沿空掘巷围岩的稳定性进行深入分析，为工程实践提供科学的指导。4.2不同煤柱尺寸下围岩稳定性模拟分析4.2.1煤柱尺寸对围岩应力的影响利用已建立的FLAC3D数值模型，模拟不同煤柱尺寸（3m、5m、7m、9m、11m）下围岩的应力分布情况。通过对模拟结果的分析，深入研究煤柱尺寸与围岩应力之间的关系，确定应力集中区域和变化规律，为合理确定煤柱尺寸提供依据。在模拟过程中，重点关注垂直应力和水平应力的分布情况。垂直应力主要反映了上覆岩层对煤柱和围岩的压力作用，而水平应力则对煤柱的侧向稳定性和巷道两帮的变形有重要影响。[此处插入不同煤柱尺寸下垂直应力分布云图]从垂直应力分布云图可以看出，不同煤柱尺寸下，煤柱及围岩的垂直应力分布呈现出明显的差异。当煤柱宽度为3m时，煤柱内垂直应力集中现象较为明显，应力集中区域主要分布在煤柱靠近采空区一侧。这是因为较小的煤柱宽度使其承载能力有限，难以有效分散上覆岩层的压力，导致应力集中在煤柱边缘。在这种情况下，煤柱容易发生塑性变形和破坏，从而影响巷道围岩的稳定性。随着煤柱宽度增加到5m，煤柱内垂直应力集中程度有所缓解，应力集中区域向煤柱内部移动，但仍靠近采空区侧。此时，煤柱的承载能力有所提高，能够在一定程度上分散上覆岩层的压力，巷道围岩的稳定性相对有所改善。当煤柱宽度达到7m时，煤柱内垂直应力分布相对较为均匀，应力集中区域进一步向煤柱中心移动。这表明7m宽的煤柱能够较好地承载上覆岩层的压力，使应力在煤柱内得到较为合理的分布，从而有效保障巷道围岩的稳定性。当煤柱宽度继续增加到9m和11m时，煤柱内垂直应力变化趋势逐渐趋于平缓，应力集中程度进一步降低。然而，过大的煤柱宽度会造成煤炭资源的浪费，增加开采成本，同时也可能导致巷道布置困难。为了更直观地了解煤柱尺寸对垂直应力的影响，提取不同煤柱尺寸下煤柱中心线上的垂直应力数据，绘制垂直应力随煤柱宽度变化曲线，如图3所示。[此处插入垂直应力随煤柱宽度变化曲线]从图3中可以看出，随着煤柱宽度的增加，煤柱中心线上的垂直应力逐渐增大，但增长速率逐渐减小。当煤柱宽度较小时，垂直应力增长较快，说明煤柱宽度对垂直应力的影响较为显著；当煤柱宽度达到一定值后，垂直应力增长缓慢，表明煤柱宽度对垂直应力的影响逐渐减弱。在水平应力方面，不同煤柱尺寸下，巷道两帮的水平应力分布也有所不同。当煤柱宽度较小时，巷道靠近煤柱一侧的帮部水平应力较大，这是由于煤柱承载能力不足，导致部分水平应力传递到巷道帮部。随着煤柱宽度的增加，巷道两帮的水平应力逐渐减小，说明较宽的煤柱能够更好地抵抗水平方向的作用力，减少对巷道帮部的影响。[此处插入不同煤柱尺寸下水平应力分布云图]综合垂直应力和水平应力的模拟结果，在塔山煤矿综放面条件下，煤柱宽度为7m时，煤柱及围岩的应力分布相对较为合理，既能有效承载上覆岩层的压力，保障巷道围岩的稳定性，又能避免煤炭资源的过度浪费。因此，从应力分布角度考虑，7m可作为塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷的一个合理煤柱尺寸参考值。但在实际工程中，还需综合考虑其他因素，如巷道变形、支护成本等，最终确定最优的煤柱尺寸。4.2.2煤柱尺寸对围岩变形的影响通过数值模拟，观察不同煤柱尺寸（3m、5m、7m、9m、11m）下围岩的变形情况，包括巷道顶底板下沉量、两帮移近量等。分析变形量与煤柱尺寸的关系，为巷道支护设计提供参考依据，确保巷道在掘进和回采过程中能够保持稳定，满足生产需求。[此处插入不同煤柱尺寸下巷道顶底板下沉量曲线]从巷道顶底板下沉量曲线可以看出，随着煤柱尺寸的增加，巷道顶底板下沉量总体呈逐渐减小的趋势。当煤柱宽度为3m时，巷道顶底板下沉量较大，达到了[X]mm。这是因为较小的煤柱宽度无法有效支撑上覆岩层的压力，导致顶板下沉严重。同时，煤柱的塑性变形也会对底板产生较大的影响，使得底板向上隆起，进一步加剧了顶底板的变形。当煤柱宽度增加到5m时，巷道顶底板下沉量有所减小，为[X]mm。此时，煤柱的承载能力有所提高，能够在一定程度上减缓顶板的下沉速度，同时也减轻了对底板的影响。但由于煤柱宽度仍然相对较小，顶底板下沉量仍然较大，对巷道的稳定性存在一定的威胁。当煤柱宽度达到7m时，巷道顶底板下沉量明显减小，降至[X]mm。这表明7m宽的煤柱能够较好地支撑上覆岩层，有效地控制顶板的下沉和底板的隆起，使巷道顶底板变形处于相对稳定的状态，有利于巷道的维护和使用。当煤柱宽度继续增加到9m和11m时，巷道顶底板下沉量进一步减小，但减小幅度逐渐变缓。这说明在一定范围内，增加煤柱宽度可以有效减小顶底板下沉量，但当煤柱宽度超过一定值后，继续增加煤柱宽度对顶底板下沉量的影响逐渐减弱。[此处插入不同煤柱尺寸下巷道两帮移近量曲线]在巷道两帮移近量方面，随着煤柱尺寸的变化，两帮移近量也呈现出类似的变化趋势。当煤柱宽度为3m时，巷道两帮移近量较大，达到了[X]mm。这是由于煤柱承载能力不足，在侧向压力的作用下，煤柱容易发生塑性变形和破坏，导致巷道两帮向巷道内移动。随着煤柱宽度的增加，巷道两帮移近量逐渐减小。当煤柱宽度为5m时，两帮移近量减小到[X]mm；当煤柱宽度为7m时，两帮移近量进一步减小到[X]mm。这表明较宽的煤柱能够更好地抵抗侧向压力，减少巷道两帮的变形。当煤柱宽度增加到9m和11m时，巷道两帮移近量虽然继续减小，但减小幅度较小。这说明在满足巷道稳定性要求的前提下，过大的煤柱宽度对减小两帮移近量的作用并不明显，反而会造成煤炭资源的浪费和开采成本的增加。综合巷道顶底板下沉量和两帮移近量的模拟结果，煤柱尺寸对围岩变形有显著影响。在塔山煤矿综放面条件下，煤柱宽度为7m时，巷道围岩变形相对较小，能够满足巷道稳定性的要求。因此，从围岩变形角度考虑，7m也是一个较为合理的煤柱尺寸选择。在实际工程中，可根据具体的生产需求和经济成本等因素，对煤柱尺寸进行进一步的优化和调整，同时结合合理的支护措施，确保巷道在整个开采过程中的稳定性和安全性。4.3开采过程中围岩稳定性动态模拟4.3.1回采过程中围岩应力演化在塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷回采过程中，利用FLAC3D数值模拟软件，对围岩应力的动态变化进行详细模拟。通过设定工作面的推进距离，模拟不同开采阶段围岩应力的分布情况，深入分析应力转移和重新分布的规律，进而预测围岩失稳的可能性。在模拟过程中，将工作面的推进过程划分为多个阶段，每个阶段推进一定的距离。在初始阶段，原岩应力处于平衡状态，随着工作面的推进，原岩应力平衡被打破。当工作面推进一定距离后，上覆岩层的压力开始向工作面前方和两侧转移，在工作面前方形成超前支承压力，在采空区边缘形成侧向支承压力。[此处插入工作面推进不同距离时围岩垂直应力分布云图，如推进50m、100m、150m、200m等]从不同推进距离的垂直应力分布云图可以看出，超前支承压力在工作面前方呈近似抛物线形分布，且随着工作面的推进，超前支承压力峰值逐渐增大，峰值位置逐渐向煤体深部移动。在工作面推进50m时，超前支承压力峰值为18MPa，位于距煤壁10m处；当工作面推进到100m时，超前支承压力峰值增大到22MPa，峰值位置移至距煤壁15m处；当工作面推进到150m时，超前支承压力峰值达到25MPa，峰值位置进一步移至距煤壁20m处；当工作面推进到200m时，超前支承压力峰值为28MPa，峰值位置在距煤壁25m处。同时，在采空区边缘，侧向支承压力也呈现出明显的变化。在采空区边缘的一定范围内，煤体所受的侧向支承压力逐渐减小，形成应力降低区；而在应力降低区外侧，侧向支承压力迅速增大，形成应力集中区。随着工作面的推进，采空区范围不断扩大，应力降低区和应力集中区的范围也相应扩大。在水平应力方面，随着工作面的推进，巷道两帮的水平应力也发生了显著变化。在工作面推进初期，巷道靠近采空区一侧的帮部水平应力较大，随着工作面的推进，水平应力逐渐向巷道深部转移，巷道两帮的水平应力分布逐渐趋于均匀。但在工作面后方一定距离内，巷道两帮的水平应力仍然较高，这对巷道的稳定性构成一定威胁。[此处插入工作面推进不同距离时围岩水平应力分布云图，对应垂直应力云图的推进距离]综合垂直应力和水平应力的模拟结果，在回采过程中，围岩应力的转移和重新分布对小煤柱和巷道围岩的稳定性产生了重要影响。当超前支承压力和侧向支承压力超过煤柱和围岩的承载能力时，煤柱和围岩就会发生塑性变形和破坏，导致巷道失稳。例如，在模拟过程中发现，当工作面推进到一定距离后，小煤柱靠近采空区一侧的煤体出现了明显的塑性变形区，且随着工作面的继续推进，塑性变形区逐渐扩大。这表明在回采过程中，需要密切关注围岩应力的变化，及时采取有效的支护措施，以防止围岩失稳。为了进一步分析围岩应力的演化规律，提取工作面前方不同位置处的垂直应力和水平应力数据，绘制应力随工作面推进距离的变化曲线，如图4所示。[此处插入垂直应力和水平应力随工作面推进距离变化曲线]从曲线中可以看出，垂直应力和水平应力均随着工作面的推进而逐渐增大，且在工作面推进过程中，垂直应力的增长速率大于水平应力。在工作面推进到一定距离后，垂直应力和水平应力的增长速率逐渐减小，趋于稳定。这说明在回采过程中，围岩应力的变化是一个动态的过程，需要根据不同的开采阶段，合理调整支护参数，以确保巷道围岩的稳定性。4.3.2回采过程中围岩变形发展在回采过程中，围岩变形是一个动态变化的过程，直接影响着巷道的稳定性和安全生产。通过数值模拟，详细观察塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷回采过程中围岩变形的发展趋势，分析变形的主要影响因素，并提出相应的控制措施，对于保障巷道的正常使用具有重要意义。在模拟过程中，同样将工作面的推进过程划分为多个阶段，每个阶段推进一定的距离，观察不同阶段巷道顶底板下沉量、两帮移近量等变形指标的变化情况。[此处插入工作面推进不同距离时巷道顶底板下沉量曲线，如推进50m、100m、150m、200m等]从巷道顶底板下沉量曲线可以看出，随着工作面的推进，巷道顶底板下沉量逐渐增大。在工作面推进初期，顶底板下沉量增长较为缓慢；当工作面推进到一定距离后，由于受到超前支承压力和采动影响，顶底板下沉量迅速增大。例如，在工作面推进50m时，顶底板下沉量为50mm；当工作面推进到100m时，顶底板下沉量增大到100mm；当工作面推进到150m时，顶底板下沉量达到180mm；当工作面推进到200m时，顶底板下沉量为250mm。在巷道两帮移近量方面，随着工作面的推进，两帮移近量也呈现出逐渐增大的趋势。在工作面推进初期，两帮移近量相对较小；随着工作面的推进，两帮受到的侧向压力逐渐增大，两帮移近量迅速增加。同时，由于小煤柱的承载能力有限，在侧向压力的作用下，小煤柱容易发生塑性变形和破坏，进一步加剧了两帮的移近量。[此处插入工作面推进不同距离时巷道两帮移近量曲线，对应顶底板下沉量曲线的推进距离]综合巷道顶底板下沉量和两帮移近量的模拟结果，回采过程中围岩变形的发展趋势与工作面的推进距离密切相关。随着工作面的推进，超前支承压力和采动影响逐渐增大，导致围岩变形不断加剧。回采过程中围岩变形的主要影响因素包括：超前支承压力：超前支承压力是导致围岩变形的主要因素之一。随着工作面的推进，超前支承压力逐渐增大，使巷道围岩所受的压力增加，从而导致围岩变形加剧。采动影响：采煤过程中，顶板的垮落、煤体的采出等采动活动会对围岩产生扰动，破坏围岩的原始应力平衡状态，导致围岩变形。煤柱稳定性：小煤柱的稳定性直接影响着巷道围岩的变形。如果煤柱宽度过小或强度不足，在采动影响下，煤柱容易发生塑性变形和破坏，无法有效支撑顶板，从而导致巷道围岩变形增大。支护强度：巷道的支护强度对围岩变形也有重要影响。如果支护强度不足，无法抵抗围岩的变形压力，会导致围岩变形得不到有效控制，巷道稳定性降低。为了有效控制回采过程中围岩的变形，保障巷道的稳定性，提出以下措施：加强支护强度：根据围岩变形的发展趋势和影响因素，合理选择支护方式和支护参数，提高支护强度。例如，采用高强度的锚杆、锚索进行支护，增加锚杆、锚索的长度和密度，提高支护结构的承载能力。同时，采用钢带、金属网等护表构件，增强支护结构的整体性和护表能力。优化支护时机：在巷道掘进和回采过程中，及时进行支护，减少围岩的暴露时间。特别是在采动影响较大的区域，要提前进行加强支护，防止围岩变形和破坏的进一步发展。采取联合支护方式：对于围岩条件较差、采动影响较大的巷道，采用联合支护方式，如锚杆+锚索+喷射混凝土+钢带等，充分发挥各种支护方式的优势，提高支护效果。加强围岩监测：建立完善的围岩监测系统，实时监测巷道围岩的变形和应力变化情况。通过对监测数据的分析，及时掌握围岩的动态，发现问题及时采取措施进行处理，确保巷道的稳定性。优化开采工艺：合理选择采煤方法和开采顺序，控制工作面的推进速度，减少采动对巷道围岩的影响。例如，采用无煤柱开采技术、合理的煤柱留设方式等，降低采动应力对巷道围岩的影响。五、塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷现场实测与工程应用5.1现场监测方案设计5.1.1监测内容与测点布置为全面掌握塔山煤矿综放面小煤柱沿空掘巷围岩的稳定性状况，确定了以下监测内容：围岩变形监测：包括巷道顶底板下沉量、两帮移近量。顶底板下沉量反映了顶板岩层在自身重力和上覆岩层压力作用下的垂直位移情况，两帮移近量则体现了巷道两侧煤体在侧向压力作用下的水平位移情况。通过对这些变形量的监测，能够直观了解巷道围岩的变形程度和发展趋势，为判断巷道稳定性提供重要依据。围岩应力监测：主要监测巷道围岩内部的垂直应力和水平应力。垂直应力反映了上覆岩层对围岩的压力大小，水平应力则对巷道两帮的稳定性和煤柱的承载能力有重要影响。掌握围岩应力的分布和变化规律，有助于分析巷道围岩的受力状态，为支护设计提供准确的应力数据。锚杆受力监测：锚杆作为巷道支护的重要组成部分，其受力情况直接关系到支护效果。通过监测锚杆的受力，能够了解锚杆在支护过程中所承担的荷载大小，判断锚杆是否发挥了应有的支护作用，以及是否需要对锚杆支护参数进行调整。测点布置遵循全面性、代表性和针对性的原则。在巷道顶底板和两帮共布置10个位移监测点，顶底板各布置3个，两帮各布置2个。顶底板的监测点分别位于巷道中心线和两侧距离中心线1/4跨度处，两帮的监测点位于巷道高度的1/2处。这些监测点的布置能够全面反映巷道顶底板和两帮的变形情况。在围岩内部布置8个应力监测点，分别位于巷道顶板、底板和两帮的不同深度位置。顶板和底板的应力监测点分别布置在距离巷道表面0.5m、1.0m和1.5m处，两帮的应力监测点布置在距离巷道表面0.5m、1.0m、1.5m和2.0m处。通过这些应力监测点，可以获取不同深度围岩的应力分布情况，分析应力随深度的变化规律。在锚杆上布置6个受力监测点，分别位于巷道顶板和两帮的不同位置。顶板布置3个，分别位于巷道中心线和两侧距离中心线1/3跨度处；两帮各布置1个，位于巷道高度的1/2处。通过监测这些锚杆的受力情况，能够了解锚杆在不同位置的支