大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)研究

孔德中，王兆會(huì)，李小萌，王顏亮，王 闖

（中國礦業(yè)大學(xué)（北京）資源與安全工程學(xué)院，北京 100083）

1 引言

近年來，隨著綜合機(jī)械化水平的提高以及大采高綜放技術(shù)開采的優(yōu)越性得到普遍認(rèn)可，越來越多的特厚煤層（15～20 m）礦井采用大采高綜放開采技術(shù)。由于綜放開采本身存在資源浪費(fèi)大的缺點(diǎn)，就為大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)提出更高要求。區(qū)段煤柱的作用一方面是隔離采空區(qū)，另一方面是保證下區(qū)段巷道的穩(wěn)定性。煤柱的合理寬度不僅關(guān)系到回采巷道的支護(hù)效果，而且影響煤礦的安全生產(chǎn)及經(jīng)濟(jì)效益。煤柱過窄，雖然能減少煤炭損失，但煤柱容易失穩(wěn)，不僅給巷道維護(hù)造成困難而且容易造成采空區(qū)漏風(fēng)；煤柱過寬，不僅導(dǎo)致煤炭資源的浪費(fèi)，而且難以保證巷道處在支承壓力卸壓帶范圍內(nèi)。因此，一般將避開傾向支承壓力峰值范圍作為確定區(qū)段煤柱寬度的主要依據(jù)。合理確定煤柱寬度，兼顧資源回收率、巷道穩(wěn)定性和安全生產(chǎn)及經(jīng)濟(jì)效益一直是眾多學(xué)者研究的重點(diǎn)。謝廣祥等對(duì)綜放面沿空巷道小煤柱合理寬度進(jìn)行了研究[1－6]，研究結(jié)果表明在較薄厚煤層綜放開采過程中，沿空巷道窄小煤柱能夠保證巷道的穩(wěn)定性。劉金海等采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、數(shù)值模擬、相似模擬、理論計(jì)算對(duì)綜放面不同煤柱寬度進(jìn)行了研究，結(jié)果表明大煤柱能夠保持巷道的穩(wěn)定性[7－9]。劉增輝等[10]對(duì)綜放面不同煤柱寬度進(jìn)行了研究，表明護(hù)巷煤柱的合理寬度應(yīng)小于巷幫實(shí)體煤內(nèi)應(yīng)力向煤柱內(nèi)轉(zhuǎn)移的臨界寬度。綜上可知，大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)應(yīng)同時(shí)兼顧到巷道穩(wěn)定性、煤柱的完整度和資源回收率。本文以某礦8103面為工程背景，在現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)與理論計(jì)算的基礎(chǔ)上，運(yùn)用FlAC3D對(duì)不同區(qū)段煤柱寬度進(jìn)行研究，以期為類似條件的參數(shù)確定提供理論和數(shù)據(jù)支持。

2 工作面概況及研究思路

2.1 工作面概況

某礦8103大采高綜放面工作面標(biāo)高為-400～-440 m，工作面走向推進(jìn)長(zhǎng)度為1 700 m，工作面150 m。煤層傾角0°～3°，為近水平煤層，煤層厚8.5～20 m，平均煤厚15 m。割煤高度為5 m，放煤高度為10 m，采放比1:2。工作面煤層含2～3層夾矸，夾矸的巖性為黑高嶺質(zhì)泥巖、褐色高嶺巖、灰黑色炭質(zhì)泥巖，該面煤層穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)復(fù)雜。根據(jù)鉆孔揭露的情況：直接底為泥巖，厚約2.38～6.42 m；基本底為中粗砂巖，厚約23.6 m；直接頂為泥巖或砂質(zhì)泥巖，厚約2.46～6.28 m；老頂自上而下為2號(hào)煤層、巖漿巖、硅化煤、粉砂巖、細(xì)砂巖、高嶺質(zhì)泥巖與砂質(zhì)泥巖等，厚12.4～28.3 m。

2.2 研究思路

某礦8103面無沖擊危險(xiǎn)性，大采高綜放面區(qū)段煤柱寬度合理留設(shè)主要考慮3個(gè)原則，即有利于提高資源回收率、有利于保證巷道穩(wěn)定和有利于控制次生災(zāi)害（瓦斯溢出、殘煤自燃等），其中資源回收率與煤柱寬度有關(guān)，巷道的穩(wěn)定性與所處的應(yīng)力環(huán)境有關(guān)，次生災(zāi)害的控制與煤柱的完整性有關(guān)?；诖?，本文首先研究大采高綜放工作面傾向支承壓力分布特征，確定應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)及原巖應(yīng)力區(qū)范圍。然后，對(duì)采動(dòng)影響下“窄煤柱”（巷道處在應(yīng)力降低區(qū)）、“寬煤柱”（巷道處在原巖應(yīng)力區(qū)）巷道穩(wěn)定性及煤柱完整性進(jìn)行分析。最后，根據(jù)以上3個(gè)“有利于”原則確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱的合理寬度。

3 綜放面傾向支承壓力分布規(guī)律

煤層開采過程破壞了原巖應(yīng)力場(chǎng)的平衡狀態(tài)，引起回采空間周圍應(yīng)力重新分布。上區(qū)段工作面回采后，采空區(qū)上部巖層重量將向采空區(qū)周圍新的支承點(diǎn)轉(zhuǎn)移，隨著工作面推進(jìn)，采空區(qū)上覆巖層垮落，老頂周期性破斷，在工作面端頭破斷形成起著關(guān)鍵作用的弧形三角塊結(jié)構(gòu)，采空區(qū)上部巖層將形成新的平衡支承點(diǎn)，從而在工作面傾斜方向形成傾向支承應(yīng)力。8103工作面回采過后，在沿煤層傾斜方向上形成的傾向支承應(yīng)力對(duì)8104回風(fēng)平巷的布置有重要影響，即對(duì)區(qū)段煤柱留設(shè)起著決定性的作用。因此，上區(qū)段工作面回采形成的傾向支承應(yīng)力是決定區(qū)段煤柱寬度的大應(yīng)力環(huán)境。

3.1 傾向支承壓力分布的理論計(jì)算

根據(jù)極限平衡理論，建立如圖1力學(xué)模型[11]。

圖1 傾向支承壓力分布的力學(xué)模型Fig.1 Mechanical model of side abutment pressure

由圖1可列平衡微分方程：

求解可得

式中： fx、 fy分別為極限平衡區(qū)內(nèi)煤體在x、y 方向的體積力， fx=0， fy=Mxγ ；λ為側(cè)壓系數(shù)；γ為煤巖體重度；φ為煤層與頂?shù)装褰缑嫣幍哪Σ两?；c為煤層與頂?shù)装褰缑嫣幍酿ぞ哿?；σy為垂直應(yīng)力；M為煤層開采厚度；σx為單元體所受水平應(yīng)力；Fx為支架對(duì)煤幫的橫向作用力；x0為極限平衡區(qū)寬度。

將M=15 m，λ=0.3，φ=25°，c=1.6 MPa，γ=25 kN/m3，F(xiàn)x=0.25 MPa代入式（2），得到x0=8.67 m。

考慮到開采擾動(dòng)的影響，煤體側(cè)幫產(chǎn)生松動(dòng)破壞，導(dǎo)致支承壓力峰值向深部移動(dòng)。結(jié)合大量觀測(cè)資料及數(shù)值模擬的分析，取擾動(dòng)系數(shù)k=1.65，則x=kx0=14.31 m。

3.2 傾向支承壓力分布的現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)

全面掌握大采高綜放面傾向支承壓力分布規(guī)律，是確定煤柱尺寸、正確選擇巷道位置的依據(jù)。為獲得8103面傾向支承壓力分布特征，在運(yùn)輸平巷下側(cè)未采實(shí)體煤內(nèi)安設(shè)了多個(gè)KSE型鉆孔應(yīng)力計(jì)，實(shí)測(cè)傾向支承壓力在回采期間的變化情況。共布置5個(gè)測(cè)站，間距為10 m，每個(gè)測(cè)站各安裝6個(gè)鉆孔應(yīng)力計(jì)，鉆孔間距2 m。對(duì)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)整理如圖2所示。

圖2 傾向支承壓力分布Fig.2 Distribution of side abutment pressure

由圖2可見，8103面回采后在沿煤層傾斜方向上的煤巖體內(nèi)形成傾向支承應(yīng)力分布帶。沿傾向基本上都存在應(yīng)力峰值，距工作面不同位置處傾向應(yīng)力峰值位置基本無變化。沿工作面傾斜方向，支承壓力整體呈現(xiàn)先增大后減小最終趨于穩(wěn)定的趨勢(shì)。距離巷幫側(cè)應(yīng)力降低區(qū)為巷幫側(cè)0～7 m內(nèi)，應(yīng)力集中系數(shù)由0.26～0.50上升到0.98～1.02；在距離巷幫側(cè)7～15 m內(nèi)，應(yīng)力集中系數(shù)由0.98～1.02上升到1.62～1.71；距離巷幫側(cè)15～28 m內(nèi)，應(yīng)力集中系數(shù)由1.62～1.71下降到1.04～1.01；距離巷幫側(cè)28 m外，應(yīng)力集中系數(shù)維持在1.00左右。

綜合理論計(jì)算與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)可知，8103面傾向支承壓力的應(yīng)力降低區(qū)為巷幫側(cè)6～8 m，應(yīng)力增高區(qū)為8～28 m，原巖應(yīng)力區(qū)為巷幫側(cè)28 m外的范圍。

4 綜放面傾向煤體較完整區(qū)的確定

從提高煤炭采出率和煤礦開采效益的角度出發(fā)，區(qū)段煤柱寬度應(yīng)盡可能小，但如果煤柱過窄，下區(qū)段工作面采動(dòng)時(shí)，煤柱在支承壓力疊加影響下易于變形破裂，從而使巷道中錨桿錨固在較破碎煤體中錨桿的作用難以充分發(fā)揮，巷道穩(wěn)定性難以保證。此外，煤柱的破裂變形導(dǎo)致上區(qū)段采空區(qū)瓦斯溢出、殘煤自燃等次生災(zāi)害的發(fā)生，因此傾向煤體較完整區(qū)的確定是合理煤柱留設(shè)的重要依據(jù)。

根據(jù)煤層裂隙分布情況、結(jié)構(gòu)破壞程度以及承載能力，可將上區(qū)段巷幫外側(cè)煤體沿傾向依次劃分為嚴(yán)重破裂區(qū)（A）、破壞不明顯區(qū)（B）和完整區(qū)（C），見圖3。圖中，A區(qū)煤體裂隙發(fā)育、結(jié)構(gòu)嚴(yán)重破壞，無承載能力；B區(qū)煤體具有一定承載能力，裂隙不發(fā)育，結(jié)構(gòu)破壞不明顯；C區(qū)煤體承載能力較好，結(jié)構(gòu)未破壞，裂隙不發(fā)育。為防止采空區(qū)內(nèi)瓦斯溢出、殘煤自燃等次生災(zāi)害的發(fā)生，窄小煤柱巷道應(yīng)布置在B區(qū)或C區(qū)內(nèi)，可見A區(qū)寬度是確定小煤柱巷道位置的重要依據(jù)。

圖3 綜放面傾向煤體結(jié)構(gòu)分區(qū)示意圖Fig.3 Sketch of side coal seam structures of fully-mechanized caving face

通過工程類比簡(jiǎn)單確定8103工作面采空區(qū)外側(cè)A區(qū)寬度：河南某礦綜放工作面采放厚度為20 m，采用注水測(cè)漏法對(duì)區(qū)段煤柱破裂區(qū)進(jìn)行測(cè)定，獲得A區(qū)寬度約為5 m。8103工作面采放厚度為15 m，且工作面端頭不放煤，冒落的頂煤有利于限制煤柱變形，所以推斷工作面采空區(qū)外側(cè)A區(qū)寬約4 m。

區(qū)段煤柱可有4種留設(shè)方案：在應(yīng)力降低區(qū)留設(shè)6 m小煤柱、8 m小煤柱和在原巖應(yīng)力區(qū)留設(shè)28 m大煤柱和30 m大煤柱，如圖4所示。

圖4 煤柱留設(shè)方案簡(jiǎn)圖Fig.4 Design schemes of coal pillar

5 不同煤柱寬度的數(shù)值模擬分析

合理的煤柱寬度不僅要保證煤柱在巷道掘進(jìn)、下區(qū)段工作面采動(dòng)過程中具有一定的承載能力，不發(fā)生失穩(wěn)，而且要保證巷道在采動(dòng)影響下穩(wěn)定性較好[12－15]。因此，研究區(qū)段煤柱的合理寬度時(shí)應(yīng)充分考慮8104工作面回采對(duì)其的影響，本文以8104工作面回采后對(duì)煤柱和巷道的穩(wěn)定性影響為切入點(diǎn)進(jìn)行分析，采用FLAC3D模擬上述方案（6、8 m小煤柱，28、30 m大煤柱）下煤柱和巷道應(yīng)力場(chǎng)、位移場(chǎng)以及破壞場(chǎng)的分布和演化規(guī)律。

建立如圖5所示的計(jì)算模型。模型長(zhǎng)200 m，寬400 m，高100 m，共劃分288 693個(gè)節(jié)點(diǎn)和262 500個(gè)單元體。模型前后左右和底部為對(duì)位移邊界進(jìn)行固定，上部施加10.5 MPa的均布載荷。數(shù)值計(jì)算采用的巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

圖5 數(shù)值計(jì)算模型Fig.5 Model of numerical calculation

5.1 不同煤柱寬度的煤柱垂直應(yīng)力分布規(guī)律

8104工作面回采時(shí)，不同煤柱寬度的垂直應(yīng)力分布云圖如圖6所示。為了得到下區(qū)段工作面回采時(shí)不同煤柱寬度煤柱支承壓力分布特征，對(duì)工作面推進(jìn)60 m時(shí)煤柱和巷道的垂直應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測(cè)，導(dǎo)入excel處理后曲線如圖7、8所示。區(qū)段煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力在巷道開掘后重新分布，在8104工作面采動(dòng)影響下再次分布，煤柱寬度對(duì)垂直應(yīng)力分布影響較大。

由圖6～8可以看出，（1）工作面前方煤柱沿走向方向上的垂直應(yīng)力先增大后減小，峰值點(diǎn)在工作面前方14.3～15.7 m，小煤柱寬度為6 m時(shí)的峰值應(yīng)力是12 MPa；當(dāng)小煤柱寬度由6 m增加到8 m時(shí)，峰值應(yīng)力由12 MPa增加到18 MPa；大煤柱寬28 m時(shí)，煤柱峰值應(yīng)力為22 MPa，大煤柱寬30 m時(shí)峰值應(yīng)力為28 MPa。

圖6 不同煤柱寬度垂直應(yīng)力分布云圖（單位：MPa）Fig.6 Vertical stress distribution of different coal pillar widths(unit:MPa)

圖7 煤柱傾向垂直應(yīng)力分布Fig.7 Side abutment pressure distribution of different coal pillar widths

圖8 巷道垂直應(yīng)力分布Fig.8 Vertical stress distribution of roadway under different coal pillar widths

（2）煤柱沿傾向方向上的垂直應(yīng)力分布規(guī)律具有支承壓力分布的特征。小煤柱寬6 m時(shí)，支承壓力分布呈單駝峰形狀；小煤柱寬8 m時(shí)，支承壓力分布呈雙駝峰形狀；大煤柱寬28、30 m時(shí)，支承壓力分布沒有呈現(xiàn)出明顯的呈雙駝峰形狀；小煤柱寬6 m時(shí)，垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為0.84，小煤柱寬由6 m增加為8 m時(shí)，垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)由0.84變?yōu)?.6；大煤柱寬28 m時(shí)垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為1.79，大煤柱寬30 m時(shí)垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為1.93。

（3）工作面推進(jìn)60 m處，工作面前方10 m處巷道沿傾向方向上垂直應(yīng)力隨著距離巷道中心線（以巷道中線為y 軸，靠近煤柱側(cè)為負(fù)，遠(yuǎn)離煤柱側(cè)為正）的距離增加而增加，巷道中心所處的應(yīng)力值最小，最大值在巷道邊緣處。小煤柱寬6 m時(shí)巷道垂直應(yīng)力最大值為7.95 MPa，寬8 m時(shí)為8.28 MPa；大煤柱寬28 m時(shí)巷道垂直應(yīng)力最大值為9.93 MPa，寬30 m時(shí)巷道垂直應(yīng)力最大值為9.84 MPa。

由此可見，由于原巖應(yīng)力為11.6 MPa，4種不同煤柱寬度，巷道都處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。然而，煤柱所處的應(yīng)力分區(qū)則因煤柱寬度不同而不同：小煤柱寬6～8 m時(shí)，整個(gè)煤柱完全處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)；大煤柱寬28時(shí)，煤柱上端0～8 m和靠近本工作面巷道側(cè)煤柱下端0～3 m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū)，煤柱中間8～25 m內(nèi)為應(yīng)力增高區(qū)；大煤柱寬30時(shí)，煤柱上端0～8 m和靠近本工作面巷道側(cè)煤柱下端0～5 m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū)，煤柱中間8～25 m為應(yīng)力增高區(qū)。

5.2 不同煤柱寬度的位移場(chǎng)規(guī)律

圖9、10分別為巷道在無支護(hù)狀態(tài)下巷道頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬?duì)移近量隨煤柱寬度變化曲線。由圖中可以看出，（1）巷道頂?shù)装逡平垦刈呦蚍较螂S著據(jù)工作面距離增加而減小，靠近工作面處最大。巷道頂?shù)装逡平侩S煤柱寬度的增加而減小，且當(dāng)小煤柱寬6～8 m時(shí)，移近量最大值為1 200 mm，當(dāng)大煤柱寬28～30 m時(shí)，移近量最大才280～300 mm；（2）巷道兩幫移近量沿走向方向隨著據(jù)工作面距離增加先增加而后減小，工作面處前方15 m處最大。巷道頂?shù)装逡平侩S煤柱寬度的增加而減小，且當(dāng)小煤柱寬6～8 m時(shí)，移近量最大為1 000 mm多，且當(dāng)大煤柱寬28～30 m時(shí)，移近量最大才為380～400 mm。

圖9 不同煤柱寬度巷道頂?shù)装逡平縁ig.9 Roof-to-floor convergence of roadway of different pillar widths

圖10 不同煤柱寬度巷道兩幫近量Fig.10 Convergence of lanes of different pillar widths

5.3 不同煤柱寬度的塑性破壞分布規(guī)律

為了得到煤柱在8104面采動(dòng)影響下變形破壞情況，截取如圖11所示的剖面，為不同煤柱寬度時(shí)煤層平面內(nèi)煤體的破壞變形情況。

由圖11中可以看出，（1）小煤柱寬6 m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向貫穿整個(gè)煤柱，煤柱破壞程度較嚴(yán)重，煤柱幾乎無承載能力；小煤柱寬8 m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向幾乎貫穿整個(gè)煤柱，但相比6 m小煤柱，破壞程度較稍輕，煤柱有少許承載能力。（2）大煤柱寬28 m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向未貫穿整個(gè)煤柱，煤柱中間有8～10 m的彈性核，煤柱具有較高的承載能力；大煤柱寬度為30 m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向未貫穿整個(gè)煤柱，煤柱中間有9～12 m的彈性核，煤柱承載能力較強(qiáng)。

圖11 不同煤柱寬度塑性破壞特征Fig.11 The plastic fracture characteristics of different coal pillar widths

因此，大煤柱寬28～30 m時(shí)煤柱沿傾向方向上垂直應(yīng)力先增大后減小，煤柱兩側(cè)均有一定寬度的塑性區(qū)，煤柱中間存在彈性核區(qū)；當(dāng)煤柱寬度較小時(shí)為6～8 m時(shí)，雖煤柱內(nèi)應(yīng)力不高，但巷道周邊的最大位移區(qū)域主要集中在煤柱幫部，巷道的水平位移遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于大煤柱寬28～30 mm的位移，煤柱已經(jīng)被壓垮，幾乎無承載能力，不能保證巷道的穩(wěn)定性，同時(shí)，煤柱破壞嚴(yán)重，容易導(dǎo)致采空區(qū)漏風(fēng)、殘煤自燃。綜合考慮資源回收、巷道穩(wěn)定性、次生災(zāi)害控制等因素，確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度為28 m。

6 結(jié)論

（1）大采高綜放面區(qū)段煤柱留設(shè)要以有利于提高資源回收率、保證巷道穩(wěn)定、控制次生災(zāi)害和防止沖擊地壓為原則，側(cè)支承壓力分布規(guī)律和煤體完整性分區(qū)是確定大采高綜放開采區(qū)段煤柱寬度合理留設(shè)方案的前提。

（2）8103面傾向支承壓力應(yīng)力降低區(qū)在巷幫側(cè)6～8 m，應(yīng)力增高區(qū)在8～28 m，原巖應(yīng)力區(qū)在28 m外的范圍，通過工程類比得出，傾向媒體破壞嚴(yán)重區(qū)為0～4 m。結(jié)合側(cè)支承壓力分布規(guī)律和煤體完整性分區(qū)初步確定4種煤柱留設(shè)方案（小煤柱6、8 m，大煤柱28、30 m）。

（3）運(yùn)用FLAC3D模擬4種寬度煤柱在采動(dòng)影響下巷道和煤柱應(yīng)力場(chǎng)、位移場(chǎng)、塑性破壞場(chǎng)分布特征，并綜合考慮資源回收、巷道穩(wěn)定性、次生災(zāi)害控制等因素，確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度為28 m。

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