大断面综放工作面沿空巷道合理煤柱宽度研究与应用

王世潭 仲 涛,2 王 磊 杨馥源 徐树生

(1. 龙岩学院资源工程学院，福建省龙岩市，364012； 2. 济宁敏学信息科技有限公司，山东省邹城市，273500； 3. 兖州煤业股份有限公司东滩煤矿，山东省邹城市，273500)

★ 煤炭科技·开拓与开采★

大断面综放工作面沿空巷道合理煤柱宽度研究与应用

王世潭1仲 涛1,2王 磊3杨馥源1徐树生1

(1. 龙岩学院资源工程学院，福建省龙岩市，364012； 2. 济宁敏学信息科技有限公司，山东省邹城市，273500； 3. 兖州煤业股份有限公司东滩煤矿，山东省邹城市，273500)

合理的煤柱宽度及巷道支护方式对提高煤炭资源回收率、经济效益以及实现大断面综放开采高产高效意义重大。以东滩煤矿北翼二采区N2102回风平巷为研究对象，安装测站并对17 m煤柱宽度下原有支护方式掘进和回采期间围岩变形破坏进行了分析。采用FLAC3D数值软件综合应用Mohr-Coulomb模型、应变软化模型和双屈服模型的新型建模思路，对5种不同煤柱宽度下垂直应力峰值和屈服区变化进行了研究，在此基础上确定了N2103回风平巷合理煤柱宽度为8 m，并提出了对应的新的支护方式。工程实践表明，煤柱宽度为8 m时，该支护方式能够保证沿空巷道在掘进和回采期间围岩稳定。

沿空巷道 煤柱宽度 支护参数 应变软化模型 双屈服模型

1 工程背景

1.1 工程概况

东滩煤矿主采2号煤层，平均埋深298 m，平均厚度为6.3 m，采用综合放顶煤开采方法。煤层上方顶板岩层从下向上依次为：砂质泥岩(厚度为2.9 m)，粉砂岩(厚度为12.4 m)和泥岩(厚度为3.2 m)；煤层下方底板岩层从上向下依次为：泥岩(厚度为1.6 m)，粉砂岩(厚度为6.1 m)和细砂岩(厚度为9.2 m)。研究地点选取为北翼二采区N2102工作面，工作面宽260 m，沿推进方向长1400 m。为了便于大型设备运送和满足生产需求，工作面两侧回采巷道宽度均为5.0 m，高度为3.5 m，最大巷道断面面积可达17.5 m2，属于大断面巷道。其北侧的N2101工作面已经回采结束，南侧的N2103工作面正在开掘。N2102回风平巷为沿空巷道，其与N2101采空区之间留有17 m宽的煤柱。北翼二采区中N2101、N2102和N2103工作面平面位置关系如图1所示。

图1 北翼二采区内工作面平面布置图

1.2 原有支护及变形破坏特征

北翼二采区内工作面两侧回采巷道采用锚网索对称支护，如图2所示。

图2 原有支护方式断面

顶板锚杆采用ø20 mm×2500 mm的螺纹钢锚杆，两帮锚杆采用ø18 mm×2000 mm的螺纹钢锚杆，使用1卷Z2360和1卷CK2335树脂锚固剂锚固，间排距为900 mm×1000 mm。采用ø17.8 mm×6300 mm的钢绞线锚索对顶板进行二次补强支护，使用1卷CK2335和2卷Z2360 树脂药卷锚固，间排距为2000 mm×2000 mm。

为研究原有支护方式和煤柱宽度条件下的N2102回风平巷掘进期间和回采期间围岩变形破坏特征，当巷道掘出后立即在巷道表面安装测站对围岩变形破环情况进行矿压观测，共布置5个测站，每两个测站间隔为100 m，测站安装位置如图1所示。在每个测站位置的巷道顶板、底板中点和两帮距离底板1.7 m处各安装1个销钉，具体布置位置如图3所示。由于不同测站矿压观测结果类似，选取5个测站的平均数据结果进行分析。掘进期间矿压数据曲线如图4(a)所示。由图4(a)可知，围岩位移量变化主要集中在前40 d，随后围岩位移量变化率趋于0。顶板、煤柱帮和实体煤帮最大位移量分别为168 mm、110 mm和83 mm。回采期间矿压数据曲线如图4(b)所示。由图4(b)可知，与掘进期间相比，矿压数据变化较大且90%的位移增长量集中在工作面推进至距离测站30 m范围内，顶板、煤柱帮和实体煤帮最大位移量分别为882 mm、587 mm和352 mm。这说明巷道位移变化量主要发生在顶板和煤柱帮，底鼓量相对较小，主要是因为巷道沿煤层底板掘进，巷道底板为岩性较强的泥岩和粉砂岩。

图3 测点布置示意图

图4 N2102回风平巷矿压观测曲线

回采期间存在严重的顶板下沉和煤壁片帮现象，并在工作面超前20～30 m位置处发生了严重的冒顶片帮事故，事故区距离停采线约610 m，如图1所示。现场调研发现，事故区附近不存在不良地质条件，因此回采期间顶板和煤柱大变形破坏可能是由于煤体自身强度较低和诱发应力高度集中。

现场矿压观测结果以及冒顶片帮事故的发生表明，现有煤柱宽度和支护方式不能有效地控制巷道围岩稳定性，并且煤炭资源损失严重。因此，有必要对合理的煤柱宽度和支护参数进行研究，进而更加有效地控制围岩稳定。

2 合理煤柱宽度数值模拟分析

2.1 数值模型建立

采用FLAC3D数值软件建立三维模型，模型尺寸为270 m×90.4 m×1 m，如图5所示。模型上表面施加了7.5 MPa的垂直应力模拟覆岩自重，对模型前后左右4个表面进行水平位移约束，对模型底面进行垂直位移约束。根据地应力测试结果，侧压系数取1.2。为了更好地对现场地质条件进行数值模拟，采用Mohr-Coulomb模型来模拟各岩层，采用应变软化模型来模拟煤柱，采用双屈服模型来模拟采空区。

考虑到支护结构对巷道围岩的影响，根据如图2所示的支护方式将锚杆索结构单元嵌入FLAC3D数值模型中，锚杆索结构单元的力学和几何参数见表1。

图5 FLAC3D数值模型示意图

2.2 煤柱应变软化模型参数

煤柱变形破坏是复杂且逐渐发展的过程，可以划分为弹性阶段、塑性软化阶段和残余阶段。当煤柱发生屈服后，塑性软化开始出现直到达到残余强度。因此，对煤柱采用应变软化模型建模，煤柱被赋值为非线性应变软化材料，塑性应变与黏聚力、内摩擦角存在函数关系。由于应变软化模型峰后特性难以估计，因此根据以往的模拟经验对应变软化参数进行估算。煤体发生屈服后黏聚力和内摩擦角随塑性应变的变化规律见表2。

表1 锚杆索结构单元力学和几何参数

表2 应变软化模型力学参数

2.3 采空区双屈服模型参数

工作面回采过程中，当工作面推进至足够长度时，工作面后方顶板将垮落充填采空区，当采空区矸石被压实后其模量系数将显著增加。密集压实后的采空区可以承担一部分支承压力，进而有效地减省煤柱中的应力集中。因此，采空区矸石压实过程在研究煤柱宽度时也需要进行考虑。FLAC3D数值模拟软件中的双屈服模型可以用来模拟采空区矸石的应力硬化过程，模拟过程中需要设定采空区矸石所承受的覆岩压力参数和矸石力学参数。覆岩对采空区矸石的压力参数可以通过Salamon公式求出，如式(1)所示。

(1)

式中：E0——初始切向模量，GPa；

σ——施加于采空区矸石上的压力，MPa；

ε——采空区矸石的体积应变；

εmax——采空区矸石最大体积应变。

(2)

式中：b——矸石碎胀系数。

(3)

式中：σc——矸石碎块抗压强度，MPa。

(4)

式中：hc——工作面开采高度，m；

hcr——采空区冒落带高度，m。

根据现场勘测结果，N2101工作面回采期间开采高度为6.3 m，冒落带高度为26.8 m，基于式(2)、式(3)和式(4)可计算出采空区冒落矸石碎胀系数、最大体积应变和初始切向模量分别为1.235、0.19和16.68 MPa。根据式(1)可计算出施加于双屈服模型上的压力大小，如表3所示。

表3 施加于双屈服模型上压力参数

通过反复试验法来确定采空区矸石力学参数，建立采空区单元子模型(规格为1 m×1m×1m)，在模型上表面施加10-5m/s的恒定速度，通过迭代法来校正模型参数。当模型参数设定如下：采空区矸石密度为1000 kg/m3，体积模量为8.87 GPa，剪切模量为6.73 GPa，内摩擦角为22°，剪胀角为7°，数值模拟的应力-应变曲线与式(1)理论计算的应力-应变曲线吻合性较好，如图6所示。

图6 理论计算与数值模拟应力-应变曲线

2.4 模拟结果

煤柱宽度分别为5 m、8 m、11 m、17 m和20 m时N2102回风平巷围岩中屈服区分布和应力变化情况分别如图7和8所示。

图7 不同煤柱宽度巷道围岩屈服区分布情况

图8 不同煤柱宽度巷道围岩应力变化情况

煤柱宽度为5 m时，巷道顶板、实体煤侧和底板中屈服区范围分别为11.2 m、8.0 m和3.1 m，煤柱内峰值应力σyp为5.99MPa，小于原岩应力7.5 MPa，实体煤内峰值应力σsc高达23.38 MPa，煤柱被压碎无法维持巷道稳定性。当煤柱宽度从8 m增大至11 m时，煤柱依旧处于屈服状态，顶板和实体煤侧中屈服区范围减小为5.2 m和5.0 m，而煤柱内峰值应力σyp从11.73增大至19.44 MPa，大于原岩应力但是依旧小于实体煤内峰值应力σsc，煤柱此时没有被压碎破坏。当煤柱宽度增大至17 m时，煤柱内峰值应力σyp急剧增大且高于实体煤内峰值应力σsc，表明此时开采引起的应力集中主要由煤柱承载。当煤柱宽度增大至20 m时，煤柱内出现了6 m宽的弹性核区，且煤柱内垂直应力从单峰值变为双峰值，巷道围岩屈服区减小明显。

由以上分析可知，煤柱承载能力随着煤柱宽度的增加逐渐提高，且峰值应力由实体煤侧逐渐向煤柱侧转移。煤柱宽度较小时，煤柱承载能力太弱而无法承担采动引起的应力集中；煤柱宽度较大时，有足够的承载能力承担采动引起的高应力集中，但煤柱总是处于较高的应力环境，与回采工作面超前应力叠加容易造成巷道围岩大变形和失稳破坏。考虑到合理的煤柱宽度要有利于提高煤炭资源回收率和经济效益，因此最终确定煤柱宽度为8 m。

3 现场工业性试验

N2103工作面回风平巷掘进期间，其与N2102采空区之间留有8 m宽的保护煤柱。在原有支护方式的基础上，两帮锚杆改用ø20 mm×2500 mm的螺纹钢锚杆，顶板锚索改用ø17.8 mm×8300 mm的钢绞线锚索并且数量增加至3根，其中靠近两帮侧的锚索钻孔与顶板垂线的夹角为15°，中间的锚索垂直顶板布置。在煤柱帮补打ø17.8 mm×6300 mm的钢绞线锚索，间排距为1700 mm×2000 mm。具体支护方式如图9所示。

图9 N2103回风巷支护方式断面

为了验证新的支护方式和煤柱宽度对巷道围岩的控制效果，在N2103回风平巷对应位置布置与N2102回风平巷相同的测站，对N2103回风平巷掘进期间和回采期间围岩矿压进行观测，结果如图10所示。由图10(a)可知，顶板、煤柱帮和实体煤帮位移量在巷道掘出30 d后分别为153 mm、107 mm和84 mm。由图10(b)可知，在N2103工作面回采期间，顶板、煤柱帮和实体煤帮最大位移量分别为516 mm、398 mm和321 mm，分别为N2102工作面回采期间回风平巷围岩位移量的58%、68%和91%。

图10 N2103回风平巷矿压观测

4 结论

(1)采用FLAC3D数值软件建立三维模型，对数值模拟方法进行创新，采用Mohr-Coulomb模型来模拟各岩层，应变软化模型来模拟煤柱，双屈服模型来模拟采空区压实矸石，并通过反复试验法来确定采空区矸石模拟所需力学参数。

(2)通过对5种不同煤柱宽度进行模拟分析可知，煤柱承载能力随着煤柱宽度的增加逐渐提高，且峰值应力由实体煤侧逐渐向煤柱侧转移。综合考虑煤柱宽度要有利于提高煤炭资源回收率和经济效益，最终确定合理煤柱宽度为8 m。

(3)针对原支护方式掘进期间和回采期间沿空巷道围岩变形严重问题，提出了 N2103回风平巷新的支护方式。现场矿压观测表明，煤柱宽度为8m时该支护方式能够有效控制围岩稳定性。

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Researchandapplicationofreasonablepillarwidthofgob-sideentrywithlarge-sectionfullymechanizedmining

Wang Shitan1, Zhong Tao1,2, Wang Lei3, Yang Fuyuan1, Xu Shusheng1

(1. School of Resource Engineering, Longyan University, Longyan, Fujian 364012, China; 2. Jining Sensitive Information Technology Limited Company, Zoucheng, Shangdong 273500, China; 3. Dongtan Mine, Yanzhou Coal Mining Limited Company, Zoucheng, Shangdong 273500, China)

Reasonable pillar width and the support method of roadway are significant to improve the recovery rate of coal resources, economic benefits and realize the high production amount and efficiency of large-section fully mechanized caving mining. Taking the N2102 tailgate of North Wing No. 2 Panel at Dongtan Mine as research object, the measuring station was installed to analyze the deformation and failure of surrounding rock under the condition of original support way of driving and mining with 17-m-coal-pillar-width during. A new modeling method combined with Mohr-Coulomb model, strain softening model and double yield model, using the comprehensive application of FLAC3D numerical software, studied 5 kinds of different widths of coal pillar under the vertical stress peak and the yield zone to determine that reasonable coal pillar width of N2103 tailgate was 8 m, and put forward the corresponding new support way. The engineering practice showed that when the width of coal pillar was 8 m, the new support method can ensure the stability of the surrounding rock during the excavation and mining of the gob side entry.

gob side entry, pillar width, support parameter, strain softening model, double yield model

龙岩学院博士科研启动基金项目(LB2015006)，龙岩学院大学生创新创业训练计划项目(201511312059)

王世潭，仲涛，王磊等. 大断面综放工作面沿空巷道合理煤柱宽度研究与应用 [J]. 中国煤炭，2017,43(10)：66-71，81.

Wang Shitan, Zhong Tao, Wang Lei, et al. Research and application of reasonable pillar width of gob-side entry with large-section fully mechanized mining [J]. China Coal，2017,43(10)：66-71，81.

TD353

A

王世潭(1968-)，男，福建上杭人，副教授，主要研究方向为煤矿开采与安全技术。

(责任编辑 陶 赛)