深井厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理尺寸研究

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(1.山东科技大学 矿业与安全工程学院，山东 青岛 266590；2.山东新河矿业有限公司，山东 嘉祥 272400)

深井厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理尺寸研究

卜滕滕1，宁建国1，王俊1，张为民2

(1.山东科技大学 矿业与安全工程学院，山东 青岛 266590；2.山东新河矿业有限公司，山东 嘉祥 272400)

以山东新河煤矿为研究背景，采用理论分析与计算、数值模拟、现场监测等方法，对深井厚煤层综放面沿空掘巷小煤柱合理尺寸进行研究，建立了深井厚煤层综放面沿空巷道顶板(煤)破断结构模型，计算出上工作面侧向支承压力低应力区范围为13.3 m，小煤柱合理尺寸为5～6 m；利用FLAC3D模拟上工作面侧向支承压力分布特征及不同宽度煤柱下小煤柱应力分布特征。结果表明：上工作面侧向低应力区范围为14 m；一方面，随煤柱宽度增加，具有承载能力的煤柱宽度增大，另一方面，煤柱上方高应力区范围也在增大，仅5 m和6 m煤柱顶板高应区的范围较小。现场工业实践选择留5～6 m煤柱进行掘巷，由巷道表面位移监测结果知，巷道变形满足工作面回风、运输等生产要求。

深井厚煤层；沿空掘巷；低应力区；煤柱应力；数值模拟

Abstract: In this paper, theoretical analysis and calculation, numerical simulation, and on-site monitoring were used to study the reasonable size of small coal pillar in fully mechanized top coal caving face of thick coal seam in Xinhe coal mine. The roof broken structure model of gob-side entry in the fully mechanized top coal caving face in deep coal seam was established. The range of the low stress zone of the vertical pressure was calculated to be 13.3 m and the reasonable size of the small coal pillar was calculated to be 5-6 m. The FLAC3Dwas used to simulate the lateral vertical pressure distribution of the upper working face and the stress distribution of the small coal pillar with different widths. The results indicate that the range of the lateral low stress zone in the upper working face is 14 m. On the one hand, with the increase of the width of the coal pillar, the width of the coal pillar with bearing capacity increases; On the other hand, the range of the high stress zone above the coal pillar also increases except for the 5 m and 6 m pillars. In site industrial practice, 5-6 m coal pillar is chosen as the excavation roadway spacing. The roadway displacement monitoring results show that the pillar size meets the production requirements such as return air and transportation after roadway deformation.

Keywords: thick coal seam in deep mine; the gob-side entry driving; low stress zone; coal pillar stress; numerical simulation

沿空掘巷是在上区段工作面回采引起的采动影响稳定以后沿采空区边缘掘进的巷道，不仅提高煤炭回采率，还使巷道处在低应力区内，巷道围压小，易维护，因此许多回采巷道采用沿空掘巷。近几年，学者对综放沿空掘巷的研究有：影响沿空巷道围岩稳定性各因素间相互关系[1-2]，基本顶断裂结构与窄煤柱稳定性的相关性[3-5]，沿空巷道顶板非对称变形破坏机制[6]，掘采全过程沿空掘巷合理小煤柱受力及其稳定性[7-10]。以上研究均基于浅部或中浅部综放面，沿空掘巷在深部综放面应用较少。深井厚煤层综放面沿空巷道处于塑性区中，在本工作面回采时巷道变形极大，因此深部综放面沿空掘巷还需进一步研究与实践。本文根据新河矿深井厚煤层5302综放面的地质及开采条件，分析沿空巷道变形机理，确定低应力区范围及煤柱合理尺寸，通过数值模拟分析不同煤柱应力变化及巷道变形，确定煤柱合理尺寸，最后进行现场工业实践。

1 工程概况

山东新河煤矿530采区位于3煤层5水平，采深960 m，煤均厚10 m，5301面走向长1240 m、面宽70 m，已回采300 m，考虑煤层较厚，为节约资源，采用留小煤柱开挖5302回风巷。采区巷道布置如图1所示。

图1 采区巷道布置图Fig.1 Roadway layout of mining area

2 沿空巷道顶板(煤)破断结构模型及煤柱合理尺寸计算

2.1 沿空巷道顶板(煤)破断结构模型

5031面回采后，采空区上覆岩层垮落，基本顶初次来压形成“O-X”破断，周期破断后的岩块沿工作面走向形成砌体梁结构，在工作面端头形成弧形三角块结构[11]，如图2(a)所示。沿(a)图I-I做剖面，工作面顶板存在上位基本顶和下位基本顶，工作面侧向破断顶板存在三角块结构B、B’，且断裂线位置均位于实体煤上方。巷道上方弧形三角块，实体煤上岩体与采空区上块体铰接形成三角块结构[12]，构成沿空巷道的上部边界，基本顶触矸顶板稳定后，侧向煤体上方支承压力如图2(b)实线所示，侧向支承压力分布出现低应力区和高应力区，X0为低应力区范围，选择在低应力区内掘巷，X为煤柱宽度。

图2 掘进阶段沿空巷道顶板(煤)破断结构Fig.2 Roof of the broken structure model of gob-side entry in driving stage

2.2 掘进时巷道围岩变形分析

在低应力区内掘巷时，巷道上方支承压力是由运动着岩梁重量(块体B)决定，其受到顶煤和直接顶有力支撑，同时受到上覆岩层A和触矸的块体C夹持，因而块体B很稳定，不会大幅度地回转下沉，巷道不会出现大变形；巷道掘出后，巷道变形仅是由煤体蠕变引起，巷道变形量不大。

2.3 回采阶段巷道围岩变形分析

回采5302面时，采空区上方基本顶会在长边破断线处破断，产生新的块体A与原有弧形三角块B互相铰接，如图3(a)所示。工作面向前推进，侧向支承压力和超前支承压力出现叠加，巷道支承压力升高，关键块B、B’回转下沉量增大，巷道变形加大。沿长边破断线做Ⅱ-Ⅱ剖面，如图3(b)所示，当5302面推过块体B3、B3’，该块体会在回转力矩M3作用下向工作面后方旋转下沉，同时会产生力矩M2，使B2、B2’回转下沉，致使块体B2、B2’下方巷道发生剧烈变形。可见块体B、B’的自重及回转下沉量是巷道变形量增大的关键因素。

图3 回采阶段沿空巷道顶板破断结构图Fig.3 Roof of the broken structure model of gob-side entry in mining stage

2.4 煤柱合理尺寸确定

基本顶断裂线距采空区煤壁距离X0为低应力区，X0可由式(1)[7]计算。

(1)

其中，L为工作面面宽，m；γ为上覆岩层容重，kN/m3；G0为靠近顶板断裂线处已进入塑性状态煤体刚度，MPa；y0为煤壁处压缩量，m；Mi为基本顶厚度，m；σt为基本顶抗拉强度，MPa；(qn)l为基本顶所受载荷，MPa，表达式为

(2)

5301工作面采用放顶煤，下位基本顶M1为6 m，h1为6 m，E1取6.21 GPa，下位基本顶上方第一层细粉砂岩，为上位直接顶，下位基本顶所受载荷指本身载荷和上覆岩层对它的作用，上位基本顶上方为9 m厚粉砂岩，对基本顶不起作用，所以只取上位直接顶的载荷，E2取9.6 GPa，h2为6 m，经计算(q2)1为0.121 MPa，由于采用放顶煤，认为靠近顶板断裂线处已进入塑性状态煤体刚度并不大，所以G0取1.6×103MPa，将L为70 m，γ为25 kN/m3，y0为0.5 m，Mi为12 m，σt为3 MPa，代入式(1)，得低应力区X0为13.3 m，选择在13 m内掘巷。为使煤损小，煤柱尺寸不宜过大，同时要保证锚杆安设在较好性质围岩内，窄煤柱合理宽度由式(3)计算。

X=X1+X2+X3。

(3)

其中，X1为煤体破碎区宽度，据文献[8]，X1可用式(4)计算；X2为煤柱稳定系数，按(X1+X3)20%计算；X3为锚杆有效长度，即煤巷两帮破坏深度C，据文献[9]，可由式(5)确定。

(4)

其中，lp为基本顶破断线距采空区距离，m；σc为煤体单轴抗压强度，MPa；μ1为损伤煤体泊松比；Hd为煤层厚度，m；μ为煤体泊松比；E为煤体的弹性模量，MPa；θ为关键块B的回转角；h1为直接顶粉砂岩的厚度，m；E1为直接顶弹性模量，MPa。

其中

对于5301面来说，lp为13 m，σc为18 MPa，μ1取0.35，Hd为9 m，μ为0.32，E为3 864 MPa，θ为3°，h1为3 m，E1为22 000 MPa，代入式(4)，经计算，X1为1.7 m。

(5)

其中，Kcx为巷道周边挤压应力集中系数；B为表征采动影响程度的无因次参数；fy为煤层硬度系数；h为巷道范围内煤夹层厚度，m；φ为煤层内摩擦角；γ为巷道上覆岩层平均容重，kN/m3；H为巷道埋深，m。

对于5302回风巷来说，巷道沿底掘进，Kcx取2，由于采用放顶煤开采，B取1.5，fy为3.1，h为3.8 m，φ取30°，γ为25 kN/m3，H为960 m。经计算，C=2.9 m，即X3为2.9 m。

由X1=1.5 m，X3=2.9 m，知X2=0.88 m。X=1.7+0.88+2.9=5.48 m，最终确定煤柱宽度为5～6 m。

3 数值计算

3.1 模型参数

表1 岩层物理力学参数Tab.1 Physical and mechanical parameters of strata

选择在低应力区内掘巷，对3、5、6、7、9 m煤柱进行模拟，并记录在巷道掘进和回采阶段不同煤柱应力变化规律。

3.2 模拟结果分析

3.2.1 采空区侧向支承压力分布

上工作面回采后，侧向煤体出现塑性变形和弹性变形，塑性区煤体的垂直应力低于原岩应力，为低应力区，弹性区煤体出现应力集中，煤体应力高于原岩应力，为高应力区。明确低应力区范围，是确定合理煤柱宽度的重要依据。

采空区侧向支承压力分布如图4所示，由图4知，侧向支承压力分布出现低应力区和高应力区，煤层中部和煤层顶部应力值和应力趋势走向大致相同，高应力区内，中部煤层在18 m处出现应力峰值，峰值为37.45 MPa，顶部煤层在20 m处出现应力峰值，峰值为40.10 MPa。低应力区，应力先升高再降低，然后在10 m处又升高，在2～10 m内，应力峰值为11.69 MPa，应力平均值为11.28 MPa，低应力区范围大约为14 m，与理论计算的13.3 m存在约1 m的差距，但认为模拟结果与理论计算结果较接近。

图4 采空区侧向支承压力分布规律Fig.4 Distribution of lateral abutment pressure in goaf

3.2.2 煤柱应力分布规律

留取3、5、6、7和9 m煤柱开掘5302回风巷，记录煤柱中部应力分布情况，如图5(a)所示。由图知，在未开挖5302回风巷前，2～10 m范围内，煤层的应力均值为11.28 MPa，3、5、6、7和9 m对应的应力峰值为5.54、9.34、11.18、11.76和13.3 MPa，其中3 m煤柱应力峰值明显小于均值，说明煤柱较破碎，无承载能力；5 m煤柱中131～134 m应力值为7.91～9.34 MPa，则有承载力的煤柱宽度为3 m；6 m煤柱中131～134m的应力值为8.37～11.8 MPa，则有承载能力的煤柱宽度为3 m；7 m煤柱131～135 m的应力值为8.58～11.84 MPa，则有承载能力的煤柱宽度为4 m；9 m煤柱132～138 m的应力值为10.38～13.3 MPa，则有承载能力的煤柱宽度为6 m；可以看出煤柱越宽，具有承载能力的煤柱越宽也越大。

留5、6、7和9 m煤柱开掘5302回风巷，记录煤柱顶板应力分布情况，如图5(b)所示。由图知，随着煤柱宽度的增加，煤柱顶板的应力也在不断增大，5 m煤柱顶板的应力最小，9 m煤柱顶板的应力最大，说明煤柱越宽，煤柱上方的应力越大，煤柱应力集中现象就越明显。

留5、6、7和9 m煤柱时各个煤柱的应力云图如图5(c)～5(f)所示，可以看出随着煤柱宽度增加，煤柱上方高应力区的范围不断增大，低应力区的范围不断减小。虽然煤柱越宽，具有承载能力的煤柱宽度增大，但是同时煤柱上方的应力值及高应力区的范围也在增大，本工作面回采时应力值及高应力区的范围会进一步增大，煤柱破损的可能性就越大，根据煤柱顶板应力云图，5 m和6 m煤柱顶板低应力的范围较大，因此，建议留5～6 m煤柱。

4 工程实践

新河煤矿5302面沿空巷道煤柱宽度最小5 m，最大6 m。巷道掘出后，距5302开切眼20 m处为1#测点，以后每隔20 m设一个测点，共监测了24个测点。每组测点设1个固定中心点，即垂直顶、底、左右两帮各一条垂线形成的十字点，记录巷道在使用期间围岩变形量，如图6所示。图6(a)以巷道长度为横坐标，巷道变形量为纵坐标，记录巷道掘出后围岩变形量；图6(b)是选其中一个测点(距开切眼180 m)为观测目标，记录随着回采面向测点推进时巷道围岩变形情况。由图6(a)知，巷道掘出后，两帮移近量最小305 mm，最大910 mm，多数处于400～500 mm；顶底板移近量最小120 mm，最大410 mm，多数处在200～300 mm，两帮移近量大于顶底板移近量，掘进期间巷道变形量不大。由图7(b)知，随着工作面向测点推进，巷道变形逐渐加大，超前采面140 m以外范围，两帮变形量处于600 mm左右，顶底板变形量处于250 mm左右，变形比较稳定，没有受到回采面超前影响；超前采面140 m处，巷道变形量开始加大，是超前影响范围区域，超前采面90 m以内范围，变形量突然加大，属于超前支护的范围，尤其超前采面40 m处，巷道两帮变形量达到1 300 mm，顶底板变形量达到700 mm，是回采面的剧烈影响范围，需要加强支护。可以看出，深部厚煤层沿空巷道的变形要远大于浅部沿空巷道的变形，因此深部沿空巷道支护强度要比浅部的支护强度强。但总体来说，深部沿空巷道满足通风、运输等生产要求，巷道变形处于安全可控的范围内。实践证明，留5～6 m煤柱是合理的。

图5 煤柱应力分布规律Fig.5 Distribution of lateral abutment pressure of coal pillar

图6 巷道围岩变形监测结果Fig. 6 Monitoring results of the deformation of surrounding rock

5 结论

1) 建立深井厚煤层综放面沿空巷道顶板(煤)破断结构模型，揭示关键块B、B’的自重和回转下沉量是巷道变形关键因素，并计算出5301面侧向支承压力低应力区范围13.3 m，煤柱合理尺寸为5～6 m。

2) 数值模拟结果表明：5301面开挖后，侧向支承压力存在低应力区、高应力区和原岩应力区，低应力区范围约14 m；留3 m煤柱，煤柱破坏严重，承载能力弱；留5、6、7和9 m煤柱，煤柱具有一定承载能力，且随着煤柱宽度的增加，具有承载能力的煤柱宽度增大，煤柱顶板应力值及高应力区的范围不断增大，而5 m和6 m煤柱顶板高应力的范围较小，因此留5～6 m煤柱比较合理。

3) 由现场工程实践结果知，留5～6 m煤柱，巷道掘出后，两帮移近量大于顶底板移近量，两帮移近量多数处于400～500 mm，顶底板移近量多数处于200～300 mm，巷道围岩变形量不大；回采阶段，工作面前方90 m以内范围巷道明显变形加大，是超前支护的范围，深部沿空巷道的变形量远大于浅部沿空巷道的变形量。总体来说，围岩变形量达到矿井安全生产要求，留5～6 m煤柱是合理的。

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(责任编辑：高丽华)

StudyonReasonableSizeofCoalPillarinFully-mechanizedGob-sideEntryDrivingofThickCoalSeaminDeepMine

BU Tengteng1, NING Jianguo1, WANG Jun1, ZHANG Weimin2

(1. College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China; 2. Shandong Xinhe Mining Limited Liability Company, Jiaxiang, Shandong 272400, China)

TD353

A

1672-3767(2017)06-0109-08

10.16452/j.cnki.sdkjzk.2017.06.016

2016-12-29

国家自然科学基金项目(51574154,51344009)；山东省优秀中青年科学家科研奖励基金项目(BS2012NJ007)

卜滕滕(1990—)，男，山东枣庄人，硕士研究生，从事矿山压力与岩层控制研究. E-mail：460372633@qq.com 宁建国(1975 —)，男，山东宁阳人，副教授，博士，从事矿山压力与岩层控制等方面的研究，本文通信作者. E-mail：njglxh@126.com