沿空掘巷窄煤柱合理寬度優(yōu)化研究

孫曉龍，宋家樂，賀慶豐，孫利輝,2，胡邦國

（1.河北工程大學(xué) 礦業(yè)與測繪工程學(xué)院，河北 邯鄲 056038；2.河北省煤炭資源綜合開發(fā)與利用協(xié)同創(chuàng)新中心，河北 邯鄲 056038）

0 引 言

隨著我國煤炭資源大量開采，部分地區(qū)煤炭資源已近枯竭，煤炭為不可再生能源，提高煤炭資源回收率是亟待解決的問題。窄煤柱沿空掘巷相比寬煤柱護(hù)巷方式，能有效提高煤炭資源回收率，確定合理的窄煤柱寬度是保障沿空掘巷順利實(shí)施的重要因素[1-3]。國內(nèi)外專家學(xué)者對沿空掘巷合理的窄煤柱寬度進(jìn)行了大量研究。張文才等[4]通過理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測等方法，研究了采空區(qū)邊緣煤體應(yīng)力分布，分析了不同寬度煤柱巷道的穩(wěn)定性，確定窄煤柱合理寬度為5 m。方剛等[5]根據(jù)Bieniawski 煤柱強(qiáng)度理論及相關(guān)判別指標(biāo)，確定了留設(shè)的煤柱寬度。原育鋒等[6]通過力學(xué)狀態(tài)分析、理論計(jì)算和數(shù)值模擬，得到了不同寬度煤柱下的應(yīng)力場和位移場分布特征，確定合理的煤柱寬度為5m。李來源[7]通過理論計(jì)算和數(shù)值模擬，得到了不同煤柱寬度下的巷道圍巖變形及塑性區(qū)分布規(guī)律，確定了合理的煤柱寬度。胡大沖等[8]運(yùn)用極限平衡理論和模擬分析，認(rèn)為合理的煤柱寬度為15 m。姚福艷等[9]通過數(shù)值模擬方法，獲得了不同寬度護(hù)巷煤柱內(nèi)的支承應(yīng)力變化規(guī)律。

基于上述研究成果，以優(yōu)化沙曲一號煤礦4305 工作面沿空掘巷煤柱寬度為工程背景，通過理論計(jì)算、數(shù)值模擬、現(xiàn)場觀測的研究方法，計(jì)算了護(hù)巷煤柱塑性區(qū)寬度，分析了不同寬度煤柱時(shí)的巷道圍巖位移場分布規(guī)律，最終確定了合理的沿空掘巷窄煤柱寬度。

1 概 況

4305 工作面位于+400 水平，北面為4306 工作面采空區(qū)。工作面地質(zhì)構(gòu)造簡單，煤層傾角為3°～11°，平均為8°。工作面煤層厚度為3.9～4.2 m，平均為4.1 m。直接頂為中砂巖，厚度約4.91 m，基本頂為泥巖，厚度約2.0 m，直接底為中砂巖，厚度約1.2 m，基本底為粉砂巖，厚度約1.6 m。工作面傾向布置，走向長度為174 m，傾向可采平均長度為396 m。4305 膠帶巷位于5305 膠帶巷以里，原4305 采空區(qū)以里，設(shè)計(jì)5305 膠帶巷掘進(jìn)至原4305 工作面開切眼位置后，向上穿層掘進(jìn)至4 號煤，形成4305 膠帶巷，該巷道沿4306 工作面采空區(qū)邊緣掘進(jìn)。

巷道斷面為矩形，凈斷面尺寸4.4 m×4.1 m（寬×高），采用錨網(wǎng)索梯聯(lián)合支護(hù)，頂部錨桿為φ22 mm×2 400 mm 的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×700 mm；幫部錨桿為φ20 mm×2 000 mm 的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×700 mm；頂部錨索采用φ21.8 mm×6 200 mm 左旋預(yù)應(yīng)力鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 400 mm，錨索布置為五花布置（3 根、2 根交錯(cuò)）；頂板護(hù)表鋼帶梁采用W鋼帶，幫梯子梁使用φ16 mm 的圓鋼；煤柱側(cè)幫部錨索規(guī)格φ17.8 mm×4 200 mm，間排距1 500 mm×1 400 mm，同排錨索使用1.7 m 長的16 號槽鋼連接；頂部錨桿托盤配套使用規(guī)格為150 mm×150 mm×12 mm 的碳鋼Q235A3 托盤，幫部錨桿托盤配套使用規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm 的碳鋼Q235A3 托盤，頂、幫部錨索均配套使用規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm 鋼板制作的配套墊板（強(qiáng)力型）。

2 沿空掘巷窄煤柱合理寬度理論分析

根據(jù)小變形彈塑性理論及極限平衡理論，窄煤柱寬度表示為：

式中：Y 為窄煤柱寬度，mm；R 為4305 膠帶巷開挖后的塑性區(qū)寬度，mm；R0為上區(qū)段工作面周邊煤體的塑性區(qū)寬度，mm；a 為掘進(jìn)影響系數(shù)，取1.2；d 為開采影響系數(shù)，取1.1。

R、R0表示為：

式中：m 為巷道高度；λ 為側(cè)壓系數(shù)；C0、φ0分別為煤層與底板界面處的粘結(jié)力、內(nèi)摩擦角；k 為巷道所在位置的應(yīng)力集中系數(shù)；γ 為上覆巖層平均容重；H 為開采深度；K 為回采引起的應(yīng)力集中系數(shù)；Px為巷道支架對煤幫的支護(hù)強(qiáng)度；M 為煤層開采厚度。

將表1 中數(shù)值帶入，計(jì)算得R0=5.8 m，R=1.2 m，窄煤柱合理寬度最小為7.8 m，取整為8.0 m。

表1 4305 工作面相關(guān)參數(shù)Table 1 Relative parameters of 4305 working face

3 沿空掘巷窄煤柱合理寬度的數(shù)值分析

3.1 建立模型

根據(jù)4305 工作面實(shí)際地質(zhì)條件，運(yùn)用FLAC3D 建立尺寸為 420 m×200 m×160 m 的模型。4305 工作面長180 m。模型上邊界施加邊界載荷p=10 MPa，以模擬上覆巖層自重，模型其他3個(gè)邊界均為位移約束。煤柱寬度設(shè)計(jì)5、8 和15 m三種方案，在相同支護(hù)方式下分別模擬不同煤柱寬度的沿空巷道圍巖變形量。

3.2 掘進(jìn)和回采階段巷道位移場分布

4305 膠帶巷道在掘進(jìn)和回采階段圍巖變形情況如圖1、圖2 所示。

由圖1 可知，在巷道掘進(jìn)期間，留設(shè)煤柱寬度

圖1 掘進(jìn)期間巷道圍巖變形曲線Fig.1 Deformation curve of surrounding rock during mining

由圖2 可知，在回采期間，留設(shè)煤柱寬度5、8、15 m 時(shí)，巷道頂?shù)装逡平糠謩e為445、172、141 mm，兩幫移近量分別為1 242、426、313 mm。受采動(dòng)影響，煤柱寬度5 m 時(shí)，巷道變形量很大，特別是煤柱幫移近量達(dá)到了897 mm，此時(shí)煤柱塑形區(qū)與4306 采空區(qū)貫通，煤柱失去承載能力，導(dǎo)致巷道變形較大，巷道不穩(wěn)定，煤柱寬度8 m、15 m 時(shí)，巷道變形量相差不大，均可控，且煤柱內(nèi)仍有一定范圍的煤體處于彈性狀態(tài)，可以起到有效支承上覆巖層的作用，利于巷道穩(wěn)定。

圖3 掘進(jìn)階段巷道表面移近量Fig.3 Surface movement of roadway in mining

從理論計(jì)算和數(shù)值模擬結(jié)果來看，8 m 和15 m寬煤柱均能保障巷道掘進(jìn)和工作面回采的安全，巷道變形可控，為提高煤炭資源回收率，確定合理的煤柱寬度為8 m。5、8、15 m 時(shí)，巷道頂?shù)装逡平糠謩e為273、108、89 mm，兩幫移近量分別為504、261、203 mm，除煤柱寬度5 m 時(shí)，兩幫變形較大外，其余變形量均不大，說明巷道圍巖受掘進(jìn)擾動(dòng)影響較小。

圖2 回采期間巷道圍巖變形曲線Fig.2 Deformation curve of surrounding rock during mining

4 窄煤柱應(yīng)用效果

為驗(yàn)證以上研究結(jié)果是否合理，4305 膠帶巷采用8 m 煤柱沿空掘巷，觀測其在掘進(jìn)及回采階段表面移近量，結(jié)果如圖3、圖4 所示。

從圖3 可以看出，在巷道掘進(jìn)階段，巷道圍巖穩(wěn)定后，兩幫移近量為261 mm，頂?shù)装逡平繛?19 mm，巷道變形量不大。

從圖4 可以看出，在工作面回采階段，兩幫最大移近量為443 mm，頂?shù)装遄畲笠平繛?90 mm，均在可控范圍內(nèi)，巷道穩(wěn)定性較好。

5 結(jié) 論

（1） 通過理論計(jì)算確定煤柱寬度為7.8 m，運(yùn)用FLAC3D 數(shù)值模擬，以相同支護(hù)方式對5、8、15 m 寬度煤柱下巷道圍巖位移場分布做進(jìn)一步分析，認(rèn)為選用8 m 寬煤柱，巷道在掘進(jìn)和回采期間圍巖變形可控。

圖4 回采階段巷道表面移近量Fig.4 Surface movement of roadway in recovery mining

（2） 通過觀測4305 膠帶巷在掘進(jìn)和回采階段的圍巖變形情況，認(rèn)為巷道圍巖變形均可控，留設(shè)8 m 寬煤柱既能保障巷道在掘進(jìn)及回采期間的安全，也提高了煤炭資源的回收率。