魏 輝，宋世康，李 杰

（山西工程技術(shù)學(xué)院，山西陽泉 045000）

在深部煤炭資源開采過程中，工作面常常會受到開采條件、地質(zhì)構(gòu)造、采區(qū)布置和回采方式等影響，在工作面及部分采區(qū)容易遺留大量保護(hù)煤柱。遺留煤柱的存在能夠造成大面積煤炭資源的浪費，更嚴(yán)重的是上部煤層的開采對下部煤層的完整性產(chǎn)生了擾動影響，可導(dǎo)致煤柱及其周圍區(qū)域產(chǎn)生高集中應(yīng)力傳遞至底板，造成下伏煤巖體的應(yīng)力分布異常，發(fā)生圍巖破裂、巷道變形等問題，且積聚的能量易引發(fā)沖擊地壓災(zāi)害[1-5]。我國許多礦井已經(jīng)出現(xiàn)了由于遺留煤柱造成的下伏巷道破壞和沖擊地壓事故，這類情況對工作面的巷道位置選擇、順利回采、巷道維護(hù)等都存在極大的安全隱患。

針對遺留煤柱下開采應(yīng)力分布及巷道穩(wěn)定性控制等問題，許多專家、學(xué)者進(jìn)行了廣泛的研究。李術(shù)才等[6]采用微震監(jiān)測系統(tǒng)和頂板動態(tài)監(jiān)測儀對煤柱下方巷道穩(wěn)定性進(jìn)行了分析，得出煤柱工作面底板呈現(xiàn)出“下大上小”的非對稱微震事件，并且隨著煤柱寬度的增加，煤柱下伏巷道的變形先增大后減小，最后趨于穩(wěn)定的非對稱特征和區(qū)域化分布形態(tài)；李春元等[7]針對上覆遺留煤柱影響下伏巷道的應(yīng)力集中問題，利用理論計算和數(shù)值模擬方法對比了下伏煤層開采前后遺留煤柱對底板應(yīng)力的擾動規(guī)律，計算得出了遺留煤柱對下伏煤層的擾動范圍，并采取加強頂板維護(hù)等措施保證了下伏巷道的穩(wěn)定；王志強等[8]以孤島工作面下伏運輸大巷為背景，利用數(shù)值模擬方法分析了孤島工作面頂板支承壓力分布及下伏運輸大巷應(yīng)力變化規(guī)律，認(rèn)為巷道圍巖集中應(yīng)力與孤島工作面距巷道遠(yuǎn)近成反比的關(guān)系；康繼忠等[9]采用數(shù)值模擬方法對煤柱底板應(yīng)力分布及傳播規(guī)律進(jìn)行了對比分析，揭示了不同深度情況下煤柱底板巷道的應(yīng)力分布范圍及其力學(xué)行為；于洋等[10]研究了采空區(qū)殘留煤柱的應(yīng)力環(huán)境和變形特征，對不同寬度煤柱下垂直應(yīng)力分布及變形機(jī)理進(jìn)行了分析，并采用錨桿-錨索支護(hù)形式進(jìn)行了工程實踐；肖丹等[11]根據(jù)彈塑性力學(xué)中半平面體理論，計算了煤柱底板應(yīng)力傳播規(guī)律并建立了應(yīng)力傳遞力學(xué)模型，給出了底板應(yīng)力計算公式，結(jié)合不同類型煤柱底板應(yīng)力分布特征對工作面巷道布置進(jìn)行了指導(dǎo)。

基于以上研究基礎(chǔ)，以深部開采工作面為例，對大面積不規(guī)則遺留煤柱的底板應(yīng)力分布規(guī)律及下伏巷道受力狀態(tài)進(jìn)行分析，判斷遺留煤柱高應(yīng)力分布區(qū)域及對下部煤層的擾動范圍，為下伏煤層巷道圍巖穩(wěn)定性控制提供幫助。

1 工程背景

Y485 工作面位于河北某礦8、9 煤層，8、9 煤層屬于合層開采煤層，埋藏深度達(dá)到810 m，煤巖體原巖應(yīng)力大。由于工作面中部需要保留部分煤柱作為上山系統(tǒng)運輸服務(wù)巷道，故Y485 工作面分為Y485里工作面和Y485 外工作面2 部分。工作面東部為Y480 邊眼及8241 大巷，西部為Ⅲ下-7 斷層保護(hù)煤柱，北部為Y484 工作面，南部為Y486 采空區(qū)，上部為5 煤層已回采工作面。Y485 里工作面走向長度762.5 m，傾向長度145 m，煤層平均傾角24°；Y485外工作面走向長度602 m，傾向長度145 m，煤層平均傾角18°。工作面布置及遺留煤柱位置如圖1。

圖1 Y485 工作面及遺留煤柱位置關(guān)系Fig.1 Y485 working face and coal pillar position

Y485 工作面所屬8、9 煤層厚度為7.0～9.5 m，平均厚度達(dá)到8.25 m，煤體堅固性系數(shù)f=1.98，彈脆性高。直接頂為2.2～4.9 m 的粉砂巖，基本頂為4.7～7.0 m 的細(xì)砂巖；煤層直接底為1.0～1.5 m 的炭質(zhì)泥巖，基本底為4.9～5.5 m 的粉砂巖。經(jīng)鑒定，8、9 煤層整體具有弱沖擊傾向性，具有發(fā)生沖擊地壓的可能。

8、9 煤層頂板為強度較高的粉砂巖和細(xì)砂巖，頂板斷裂時產(chǎn)生的沖擊能量會誘發(fā)巷道沖擊地壓；且煤層中含有3 條斷層，使得斷層兩側(cè)構(gòu)造應(yīng)力變化異常，加大了開采過程中沖擊地壓發(fā)生的可能性。

由于歷史開采原因影響，在距8、9 煤層上方約45 m 處的5 煤層存在1 個不規(guī)則、大面積的遺留煤柱，其在8、9 煤層的投影寬度為20～160 m 不等，煤層柱狀圖及遺留煤柱具體位置如圖2。由于遺留煤柱面積較大，覆蓋了Y485 部分工作面及用于運料、回風(fēng)及運輸?shù)确?wù)巷道，導(dǎo)致3 條服務(wù)巷道的頂板和兩幫出現(xiàn)了不同程度的變形破壞，其中運煤巷和運料巷頂板下沉量較大，并出現(xiàn)了底鼓現(xiàn)象，兩幫片幫較為嚴(yán)重。因此在煤層性質(zhì)、構(gòu)造應(yīng)力、遺留煤柱高應(yīng)力作用下嚴(yán)重影響下伏8、9 煤層工作面的正常開采，且高應(yīng)力區(qū)域?qū)Ψ?wù)巷道的穩(wěn)定性影響程度較大，受開采擾動極易引發(fā)沖擊地壓事故，容易造成巷道破壞及人員傷亡。

圖2 煤層柱狀圖及遺留煤柱位置關(guān)系Fig.2 Coal seam histogram and location of coal pillar

2 遺留煤柱應(yīng)力分布特征及底板擾動范圍

2.1 上覆遺留煤柱應(yīng)力分布特征

5 煤層開采后，遺留煤柱兩側(cè)采空區(qū)屬于未充分采動狀態(tài)，上覆巖層產(chǎn)生的集中應(yīng)力全部作用在遺留煤柱上，使遺留煤柱成為所在煤層的主要承載結(jié)構(gòu)[12]。遺留煤柱區(qū)域的應(yīng)力分布狀態(tài)隨著煤柱寬度及支承壓力影響范圍的變化而變化，遺留煤柱為不規(guī)則形狀，在不同煤柱寬度區(qū)域存在不同的應(yīng)力分布特征。根據(jù)不規(guī)則煤柱面積及尺寸，按煤柱寬度B 大致將遺留煤柱劃分為5 個不同寬度（B1～B5）區(qū)域，5 煤層遺留煤柱應(yīng)力分布特征如圖3。

圖3 5 煤層遺留煤柱應(yīng)力分布特征Fig.3 Stress distribution characteristics of residual coal pillar in 5# coal seam

通過實際監(jiān)測及數(shù)值模擬，取回采引起的側(cè)向支承壓力范圍L=50 m，則根據(jù)煤柱寬度B 與支承壓力影響范圍大小L 的關(guān)系[13-14]可以將不規(guī)則遺留煤柱的應(yīng)力分布劃分為4 種形態(tài)：

1）當(dāng)煤柱寬度B1=120 m 時，符合B＞2L，煤柱應(yīng)力呈現(xiàn)出“雙峰形”分布形態(tài)，煤柱中央?yún)^(qū)域載荷為原巖應(yīng)力ρgH，煤柱邊緣部分存在集中應(yīng)力k1ρgH。

2）不規(guī)則煤柱中央?yún)^(qū)域上下兩側(cè)部分寬度有所減小，分別取B2=60 m 和B3=80 m，符合2L＜B＜L，煤柱應(yīng)力為“馬鞍形”分布形態(tài)，煤柱中央部分由于兩側(cè)應(yīng)力疊加，使得中部應(yīng)力大于原巖應(yīng)力，煤柱最大應(yīng)力峰值增長到k2ρgH（k3ρgH），且峰值大于k1ρgH。

3）隨著不規(guī)則煤柱向兩側(cè)寬度繼續(xù)減小，寬度逐漸小于支承壓力范圍L，則符合B＜L，此時取B 值分別為B4=20 m 和B5=30 m，煤柱疊加應(yīng)力繼續(xù)向中部轉(zhuǎn)移，使得應(yīng)力分布呈現(xiàn)“梯形”或“單峰形”形態(tài)，煤柱中央載荷積聚增大至k4ρgH 或k5ρgH，遠(yuǎn)大于前2 種情況。

綜合以上分析可以得出5 煤層不規(guī)則遺留煤柱區(qū)域的應(yīng)力分布根據(jù)煤柱寬度不同而呈現(xiàn)出不同的形態(tài)，由中部向上下兩側(cè)依次為“雙峰形”、“馬鞍形、“梯形”及“單峰形”分布。

2.2 遺留煤柱對下伏煤層應(yīng)力擾動范圍

根據(jù)土力學(xué)相關(guān)理論，5 煤層遺留煤柱產(chǎn)生的集中應(yīng)力向底板進(jìn)行傳遞，改變了下伏8、9 煤層的應(yīng)力分布形態(tài)。下伏煤層受到遺留煤柱和本煤層應(yīng)力疊加影響，在巷道及工作面一定范圍內(nèi)會形成應(yīng)力增高區(qū)，影響到8、9 煤層工作面及相關(guān)開采巷道的穩(wěn)定性[15-16]。遺留煤柱底板擾動范圍如圖4。

圖4 遺留煤柱底板擾動范圍Fig.4 Disturbance width of residual coal pillar in underlying coal seam

由圖4 可以看出：當(dāng)5 煤層遺留煤柱在8、9 煤層垂直投影區(qū)的寬度為a，規(guī)則區(qū)域擾動范圍為b，不規(guī)則區(qū)域擾動范圍為c，則擾動范圍L=a+b+c，考慮遺留煤柱的不規(guī)則特點，導(dǎo)致其在底板應(yīng)力傳播的擾動角會發(fā)生變化，假設(shè)應(yīng)力在規(guī)則區(qū)域的傳遞擾動角為φ，而在不規(guī)則區(qū)域的擾動角為θ，其中θ＞φ[7]。根據(jù)圖4 的三角形幾何關(guān)系，遺留煤柱在底板煤層的擾動范圍可表示為：

式中：L 為遺留煤柱在底板煤層的擾動范圍，m；a 為遺留煤柱在8、9 煤層的投影寬度，m；h 為5 煤層與8、9 煤層垂直距離，m；φ、θ 分別為遺留煤柱規(guī)則區(qū)域和不規(guī)則區(qū)域的擾動角，（°）。

根據(jù)式（1）可知，底板煤層應(yīng)力擾動范圍與煤層間距h、影響角φ、θ 有關(guān)，在a、h 一定的情況下，擾動范圍與擾動角成正比。由于不規(guī)則區(qū)域形狀影響，其影響角θ 為動態(tài)變化，所以擾動范圍L 隨著影響角θ 的增加而擴(kuò)大。根據(jù)一般遺留煤柱影響角為25°～35°[7,17]，a 分別取120、60、80、20、30 m，h 為45 m，代入式（1）可分別得出：L1=177.5 m，L2=117.5 m，L3=137.5 m，L4=77.5 m，L5=87.5 m。

通過以上計算可得出，5 煤層不規(guī)則遺留煤柱在8、9 煤層擾動范圍值在77.5 m＜L＜177.5 m 之間，不同煤柱投影區(qū)域存在不同的應(yīng)力擾動范圍。因此在擾動范圍內(nèi)的8、9 煤層工作面及服務(wù)巷道都會出現(xiàn)應(yīng)力集中情況，尤其是服務(wù)巷道容易發(fā)生沖擊地壓的危險。

3 遺留煤柱底板應(yīng)力分布規(guī)律模擬分析

3.1 模擬方案

根據(jù)8、9 煤層與5 煤層位置關(guān)系，采用RFPA2D數(shù)值模擬方法對遺留煤柱應(yīng)力分布及下伏煤層巷道穩(wěn)定性進(jìn)行計算，以不規(guī)則煤柱寬度為80 m 區(qū)域為例進(jìn)行分析，分別模擬下伏煤層巷道開挖前和開挖后各煤層應(yīng)力分布狀態(tài)，具體方案如下：

1）模擬5 煤層遺留煤柱底板應(yīng)力分布，分析遺留煤柱應(yīng)力分布及對下伏煤層的影響情況。

2）模擬8、9 煤層開挖巷道后的頂板應(yīng)力分布，分析在5 層煤遺留煤柱影響下服務(wù)巷道的變形及能量積聚情況。

3.2 模擬模型

根據(jù)工作面實際開采情況，參照Y485 工作面反演力學(xué)參數(shù)及實際觀測數(shù)值，簡化模型為二維問題，建立平面應(yīng)變力學(xué)模型。模型網(wǎng)格劃分為400×200，代表長×高為400 m×200 m，即每1 個單元格代表1 m，數(shù)值模擬模型如圖5。

圖5 數(shù)值模擬模型Fig.5 Numerical simulation model

模型設(shè)定埋深為810 m，因此在模型y 軸方向采用均布載荷方式加載20.25 MPa，模型側(cè)向施加30 MPa 水平應(yīng)力，模型兩側(cè)邊界施加水平方向位移約束，限制其水平位移，下部邊界限制垂直及水平2個方向位移，計算采用自重加載。巖石力學(xué)參數(shù)假定符合Weibull 分布，巖石破裂本構(gòu)模型采用庫倫-摩爾強度準(zhǔn)則。

3.3 模擬結(jié)果

3.3.1 遺留煤柱壓煤區(qū)域應(yīng)力分布

5 煤層遺留煤柱應(yīng)力及聲發(fā)射發(fā)分布圖如圖6。5 煤層遺留煤柱垂直應(yīng)力分布曲線如圖7。8、9 煤層頂板垂直應(yīng)力分布如圖8。

圖6 遺留煤柱應(yīng)力及聲發(fā)射分布圖Fig.6 Stress and acoustic emission distribution of residual coal pillar

圖7 5 煤層遺留煤柱底板垂直應(yīng)力分布Fig.7 Vertical stress distribution of floor under residual coal pillar in 5# coal seam

圖8 8、9 煤層頂板垂直應(yīng)力分布Fig.8 Vertical stress distribution of roof in 8# and 9# coal seams

由圖6 可以看出：在上覆巖層垂直應(yīng)力作用下，遺留煤柱區(qū)域應(yīng)力集中程度較大，在遺留煤柱兩側(cè)邊緣及下部一定范圍內(nèi)產(chǎn)生了應(yīng)力增高區(qū)，且集中應(yīng)力向下部傳遞至8、9 煤層；由圖6（b）可看出遺留煤柱兩側(cè)出現(xiàn)了密集程度較大的聲發(fā)射現(xiàn)象，說明遺留煤柱邊緣煤體出現(xiàn)塑性破碎，且煤柱下方的8、9 煤層聲發(fā)射密度較大，表示遺留煤柱已經(jīng)對8、9煤層起到擾動影響，在下伏煤層開挖巷道時易形成頂板下沉及兩幫片幫等情況。

由圖7 可知：遺留煤柱上方基本呈現(xiàn)出“馬鞍形”應(yīng)力分布，煤柱兩側(cè)顯現(xiàn)出高集中應(yīng)力，應(yīng)力峰值達(dá)到52 MPa，為原始應(yīng)力的2.6 倍，煤柱邊緣部分承受了較大的應(yīng)力作用并發(fā)生破壞。集中應(yīng)力隨著煤柱寬度逐漸向內(nèi)部延伸并降低，在煤柱中部達(dá)到25 MPa 左右，為原始應(yīng)力的1.2 倍，采空區(qū)兩側(cè)支承應(yīng)力分布逐漸恢復(fù)到原始應(yīng)力達(dá)到平衡狀態(tài)。

由圖8 可知：遺留煤柱集中應(yīng)力傳遞至下伏煤層后，致使煤柱下方投影區(qū)域應(yīng)力大幅度增高，最大值位于遺留煤柱中心位置，達(dá)到44.18 MPa，為原始應(yīng)力的2.2 倍；遺留煤柱在下伏煤層的影響范圍大致為114 m，煤柱兩側(cè)增加擾動距離平均為17 m，與上節(jié)理論分析結(jié)果稍有差距，是由于巖層擾動角及應(yīng)力傳遞程度影響所致。隨著煤柱寬度應(yīng)力逐漸向兩側(cè)降低，在采空區(qū)下伏區(qū)域出現(xiàn)了應(yīng)力降低區(qū)，應(yīng)力值減小至原始應(yīng)力的40%。若在采空區(qū)下方進(jìn)行回采較為安全，而在遺留煤柱擾動區(qū)域進(jìn)行巷道開挖或工作面回采時會受到較大應(yīng)力作用。

3.3.2 遺留煤柱下伏巷道應(yīng)力分布

在5 煤層遺留煤柱達(dá)到平衡后，進(jìn)行下伏煤層巷道開挖，得出的遺留煤柱下伏巷道應(yīng)力及聲發(fā)射分布圖如圖9。下伏巷道開挖后遺留煤柱應(yīng)力分布曲線如圖10。下伏巷道開挖后8、9 煤層垂直應(yīng)力分布曲線如圖11。

圖9 遺留煤柱下伏巷道應(yīng)力及聲發(fā)射分布圖Fig.9 Stress and acoustic emission distribution of roadway under residual coal pillar

圖10 下伏巷道開挖后遺留煤柱應(yīng)力分布曲線Fig.10 Stress distribution of residual coal pillar after excavation of underlying roadway

圖11 下伏巷道開挖后8、9 煤層垂直應(yīng)力分布曲線Fig.11 Vertical stress distribution of 8# and 9# coal seams after excavation of underlying roadway

由圖9 可知：在遺留煤柱載荷傳遞作用下，采空區(qū)和遺留煤柱下方布置的巷道受到了不同程度的應(yīng)力作用，采空區(qū)下方巷道受卸壓影響沒有發(fā)生較大變形和破壞，圍巖應(yīng)力集中程度不明顯；遺留煤柱下方巷道受到較嚴(yán)重破壞，巷道頂?shù)装逡岳炱茐臑橹?，兩幫以剪切破壞為主，其變形破裂程度遠(yuǎn)大于采空區(qū)下巷道，巷道周圍應(yīng)力集中程度明顯增大，且煤柱下巷道聲發(fā)射數(shù)密集程度遠(yuǎn)大于采空區(qū)巷道。以上說明遺留煤柱承載的高應(yīng)力向8、9 煤層傳遞并作用在巷道上，使得應(yīng)力影響范圍內(nèi)的巷道發(fā)生變形和破壞，巷道及其周圍區(qū)域積聚了大量彈性能，巷道穩(wěn)定性大大降低并存在發(fā)生沖擊地壓的危險。

由圖10 可知：8、9 煤層巷道開挖后，遺留煤柱應(yīng)力分布與巷道開挖之前相比基本沒有變化，應(yīng)力集中區(qū)域和降低區(qū)域皆與圖6 相同，說明下伏巷道的開挖對上部煤層的應(yīng)力分布狀態(tài)沒有較大影響。

由圖11 可知：遺留煤柱中心區(qū)域下伏巷道周圍應(yīng)力最大值達(dá)到37.52 MPa，集中系數(shù)k 為原始應(yīng)力的1.8 倍；采空區(qū)下巷道由于受到5 煤層采空區(qū)卸壓作用，其巷道周圍應(yīng)力平均為12.35 MPa，只是原始應(yīng)力的0.6 倍。8、9 煤層巷道開挖后，煤柱對其擾動范圍增加至119 m，與上節(jié)理論擾動范圍相近。因此，在遺留煤柱下方進(jìn)行巷道開挖，必須考慮巷道的承載能力，并采取一定支護(hù)和卸壓等措施，以保證巷道穩(wěn)定。

4 工程實踐

在Y485 工作面實際開采經(jīng)驗基礎(chǔ)上，結(jié)合理論計算及數(shù)值模擬分析，對遺留煤柱下伏服務(wù)巷道采取加強支護(hù)、圍巖卸壓等措施，減小遺留煤柱產(chǎn)生的集中應(yīng)力對巷道造成的影響。

4.1 巷道加強支護(hù)

對Y485 工作面中部保護(hù)煤柱內(nèi)作為上山運輸服務(wù)的運料巷、運輸巷和回風(fēng)巷采取加強支護(hù)措施。遺留煤柱下伏服務(wù)巷道支護(hù)示意圖如圖12。

圖12 遺留煤柱下伏服務(wù)巷道支護(hù)示意圖Fig.12 Support method of service roadway under residual coal pillar

支護(hù)方式采用高強錨桿+錨索聯(lián)合支護(hù)，通過頂部錨桿錨索、幫部錨桿和底部錨桿共同形成連體支護(hù)形式，減小頂板下沉，并保證兩幫圍巖不出現(xiàn)較大變形。巷道頂部錨桿尺寸為?20 mm×2 200 mm，間排距0.8 m×0.8 m，頂板靠兩幫斜上45°安裝斜拉錨索，錨索尺寸為?19.3 mm×9 300 mm，錨索間距2.0 m；兩幫錨桿尺寸為?20 mm×2 000 mm，間排距0.8 m×0.8 m，并在兩幫靠底板斜下15°安裝錨桿，尺寸與幫部錨桿一致。

4.2 巷道卸壓

對Y485 保護(hù)煤柱區(qū)域的服務(wù)巷道，采用硐室卸壓、爆破卸壓等方式減小煤柱應(yīng)力集中及能量積聚程度。殘留煤柱巷道硐室卸壓示意圖如圖13。

圖13 殘留煤柱巷道硐室卸壓示意圖Fig.13 Chamber pressure relief in coal pillar roadway

在Y485 運輸巷分別向運料巷、運煤巷和回風(fēng)巷之間的2 個煤柱開挖卸壓硐室，硐室開挖尺寸為2.5 m×2.5 m×4 m，并在硐室內(nèi)布置爆破鉆孔，鉆孔長度7.0 m，爆破鉆孔孔徑42.0 mm，孔距底板1～1.2 m，均勻布置在硐室內(nèi)；每孔裝2 個500 mm 藥卷，裝藥后剩余孔眼封滿炮泥；并在3 條服務(wù)巷道中分別向殘留煤柱實施爆破卸壓，爆破參數(shù)與硐室內(nèi)爆破參數(shù)一致。通過對保護(hù)煤柱的卸壓處理，可以大幅度減少服務(wù)巷道區(qū)域內(nèi)煤體應(yīng)力和能量，降低沖擊危險，保證巷道的穩(wěn)定。

5 結(jié) 語

1）根據(jù)煤柱底板應(yīng)力分布及傳遞規(guī)律，分析了不規(guī)則遺留煤柱應(yīng)力分布特征及對下伏煤層的擾動范圍。由于遺留煤柱存在不規(guī)則區(qū)域，在不同煤柱寬度區(qū)域存在不同的應(yīng)力分布特征，由中部向上下兩側(cè)依次為“雙峰形”、“馬鞍形、“梯形”及“單峰形”分布；通過理論分析計算得出了遺留煤柱底板應(yīng)力在8、9 煤層的擾動范圍，考慮不規(guī)則區(qū)域的影響因素下，得出擾動范圍為77.5 m＜L＜177.5 m。

2）利用數(shù)值模擬方法對80 m 遺留煤柱及下伏巷道的受力情況進(jìn)行了模擬分析。結(jié)果表明：遺留煤柱不僅改變了下伏煤層的應(yīng)力分布形態(tài)，而且增大了應(yīng)力峰值及擾動范圍；5 煤層遺留煤柱周圍區(qū)域存在應(yīng)力增高區(qū)，應(yīng)力最大值達(dá)到52 MPa，為原始應(yīng)力的2.6 倍；煤柱下伏8、9 煤層應(yīng)力峰值高達(dá)44.18 MPa，為原始應(yīng)力的2.2 倍；遺留煤柱下巷道與采空區(qū)下巷道相比發(fā)生明顯破壞，其應(yīng)力值達(dá)到37.52MPa，為原始應(yīng)力的1.8 倍，因此煤柱下伏巷道存在較大的沖擊地壓危險。

3）分別采用加強支護(hù)和巷道卸壓等防治方法對遺留煤柱下伏巷道進(jìn)行穩(wěn)定性處理。巷道支護(hù)采用高強錨桿+錨索聯(lián)合支護(hù)形式，殘留煤柱部分采取硐室卸壓和爆破卸壓方式，抗壓和卸壓共同應(yīng)對遺留煤柱產(chǎn)生的高集中應(yīng)力，可以確保服務(wù)巷道的安全穩(wěn)定。