王世潭 仲 濤,2 王 磊 楊馥源 徐樹生

(1. 龍巖學院資源工程學院，福建省龍巖市，364012； 2. 濟寧敏學信息科技有限公司，山東省鄒城市，273500； 3. 兗州煤業(yè)股份有限公司東灘煤礦，山東省鄒城市，273500)

★ 煤炭科技·開拓與開采★

大斷面綜放工作面沿空巷道合理煤柱寬度研究與應用

王世潭1仲 濤1,2王 磊3楊馥源1徐樹生1

(1. 龍巖學院資源工程學院，福建省龍巖市，364012； 2. 濟寧敏學信息科技有限公司，山東省鄒城市，273500； 3. 兗州煤業(yè)股份有限公司東灘煤礦，山東省鄒城市，273500)

合理的煤柱寬度及巷道支護方式對提高煤炭資源回收率、經(jīng)濟效益以及實現(xiàn)大斷面綜放開采高產(chǎn)高效意義重大。以東灘煤礦北翼二采區(qū)N2102回風平巷為研究對象，安裝測站并對17 m煤柱寬度下原有支護方式掘進和回采期間圍巖變形破壞進行了分析。采用FLAC3D數(shù)值軟件綜合應用Mohr-Coulomb模型、應變軟化模型和雙屈服模型的新型建模思路，對5種不同煤柱寬度下垂直應力峰值和屈服區(qū)變化進行了研究，在此基礎(chǔ)上確定了N2103回風平巷合理煤柱寬度為8 m，并提出了對應的新的支護方式。工程實踐表明，煤柱寬度為8 m時，該支護方式能夠保證沿空巷道在掘進和回采期間圍巖穩(wěn)定。

沿空巷道 煤柱寬度 支護參數(shù) 應變軟化模型 雙屈服模型

1 工程背景

1.1 工程概況

東灘煤礦主采2號煤層，平均埋深298 m，平均厚度為6.3 m，采用綜合放頂煤開采方法。煤層上方頂板巖層從下向上依次為：砂質(zhì)泥巖(厚度為2.9 m)，粉砂巖(厚度為12.4 m)和泥巖(厚度為3.2 m)；煤層下方底板巖層從上向下依次為：泥巖(厚度為1.6 m)，粉砂巖(厚度為6.1 m)和細砂巖(厚度為9.2 m)。研究地點選取為北翼二采區(qū)N2102工作面，工作面寬260 m，沿推進方向長1400 m。為了便于大型設備運送和滿足生產(chǎn)需求，工作面兩側(cè)回采巷道寬度均為5.0 m，高度為3.5 m，最大巷道斷面面積可達17.5 m2，屬于大斷面巷道。其北側(cè)的N2101工作面已經(jīng)回采結(jié)束，南側(cè)的N2103工作面正在開掘。N2102回風平巷為沿空巷道，其與N2101采空區(qū)之間留有17 m寬的煤柱。北翼二采區(qū)中N2101、N2102和N2103工作面平面位置關(guān)系如圖1所示。

圖1 北翼二采區(qū)內(nèi)工作面平面布置圖

1.2 原有支護及變形破壞特征

北翼二采區(qū)內(nèi)工作面兩側(cè)回采巷道采用錨網(wǎng)索對稱支護，如圖2所示。

圖2 原有支護方式斷面

頂板錨桿采用?20 mm×2500 mm的螺紋鋼錨桿，兩幫錨桿采用?18 mm×2000 mm的螺紋鋼錨桿，使用1卷Z2360和1卷CK2335樹脂錨固劑錨固，間排距為900 mm×1000 mm。采用?17.8 mm×6300 mm的鋼絞線錨索對頂板進行二次補強支護，使用1卷CK2335和2卷Z2360 樹脂藥卷錨固，間排距為2000 mm×2000 mm。

為研究原有支護方式和煤柱寬度條件下的N2102回風平巷掘進期間和回采期間圍巖變形破壞特征，當巷道掘出后立即在巷道表面安裝測站對圍巖變形破環(huán)情況進行礦壓觀測，共布置5個測站，每兩個測站間隔為100 m，測站安裝位置如圖1所示。在每個測站位置的巷道頂板、底板中點和兩幫距離底板1.7 m處各安裝1個銷釘，具體布置位置如圖3所示。由于不同測站礦壓觀測結(jié)果類似，選取5個測站的平均數(shù)據(jù)結(jié)果進行分析。掘進期間礦壓數(shù)據(jù)曲線如圖4(a)所示。由圖4(a)可知，圍巖位移量變化主要集中在前40 d，隨后圍巖位移量變化率趨于0。頂板、煤柱幫和實體煤幫最大位移量分別為168 mm、110 mm和83 mm?；夭善陂g礦壓數(shù)據(jù)曲線如圖4(b)所示。由圖4(b)可知，與掘進期間相比，礦壓數(shù)據(jù)變化較大且90%的位移增長量集中在工作面推進至距離測站30 m范圍內(nèi)，頂板、煤柱幫和實體煤幫最大位移量分別為882 mm、587 mm和352 mm。這說明巷道位移變化量主要發(fā)生在頂板和煤柱幫，底鼓量相對較小，主要是因為巷道沿煤層底板掘進，巷道底板為巖性較強的泥巖和粉砂巖。

圖3 測點布置示意圖

圖4 N2102回風平巷礦壓觀測曲線

回采期間存在嚴重的頂板下沉和煤壁片幫現(xiàn)象，并在工作面超前20～30 m位置處發(fā)生了嚴重的冒頂片幫事故，事故區(qū)距離停采線約610 m，如圖1所示?，F(xiàn)場調(diào)研發(fā)現(xiàn)，事故區(qū)附近不存在不良地質(zhì)條件，因此回采期間頂板和煤柱大變形破壞可能是由于煤體自身強度較低和誘發(fā)應力高度集中。

現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果以及冒頂片幫事故的發(fā)生表明，現(xiàn)有煤柱寬度和支護方式不能有效地控制巷道圍巖穩(wěn)定性，并且煤炭資源損失嚴重。因此，有必要對合理的煤柱寬度和支護參數(shù)進行研究，進而更加有效地控制圍巖穩(wěn)定。

2 合理煤柱寬度數(shù)值模擬分析

2.1 數(shù)值模型建立

采用FLAC3D數(shù)值軟件建立三維模型，模型尺寸為270 m×90.4 m×1 m，如圖5所示。模型上表面施加了7.5 MPa的垂直應力模擬覆巖自重，對模型前后左右4個表面進行水平位移約束，對模型底面進行垂直位移約束。根據(jù)地應力測試結(jié)果，側(cè)壓系數(shù)取1.2。為了更好地對現(xiàn)場地質(zhì)條件進行數(shù)值模擬，采用Mohr-Coulomb模型來模擬各巖層，采用應變軟化模型來模擬煤柱，采用雙屈服模型來模擬采空區(qū)。

考慮到支護結(jié)構(gòu)對巷道圍巖的影響，根據(jù)如圖2所示的支護方式將錨桿索結(jié)構(gòu)單元嵌入FLAC3D數(shù)值模型中，錨桿索結(jié)構(gòu)單元的力學和幾何參數(shù)見表1。

圖5 FLAC3D數(shù)值模型示意圖

2.2 煤柱應變軟化模型參數(shù)

煤柱變形破壞是復雜且逐漸發(fā)展的過程，可以劃分為彈性階段、塑性軟化階段和殘余階段。當煤柱發(fā)生屈服后，塑性軟化開始出現(xiàn)直到達到殘余強度。因此，對煤柱采用應變軟化模型建模，煤柱被賦值為非線性應變軟化材料，塑性應變與黏聚力、內(nèi)摩擦角存在函數(shù)關(guān)系。由于應變軟化模型峰后特性難以估計，因此根據(jù)以往的模擬經(jīng)驗對應變軟化參數(shù)進行估算。煤體發(fā)生屈服后黏聚力和內(nèi)摩擦角隨塑性應變的變化規(guī)律見表2。

表1 錨桿索結(jié)構(gòu)單元力學和幾何參數(shù)

表2 應變軟化模型力學參數(shù)

2.3 采空區(qū)雙屈服模型參數(shù)

工作面回采過程中，當工作面推進至足夠長度時，工作面后方頂板將垮落充填采空區(qū)，當采空區(qū)矸石被壓實后其模量系數(shù)將顯著增加。密集壓實后的采空區(qū)可以承擔一部分支承壓力，進而有效地減省煤柱中的應力集中。因此，采空區(qū)矸石壓實過程在研究煤柱寬度時也需要進行考慮。FLAC3D數(shù)值模擬軟件中的雙屈服模型可以用來模擬采空區(qū)矸石的應力硬化過程，模擬過程中需要設定采空區(qū)矸石所承受的覆巖壓力參數(shù)和矸石力學參數(shù)。覆巖對采空區(qū)矸石的壓力參數(shù)可以通過Salamon公式求出，如式(1)所示。

(1)

式中：E0——初始切向模量，GPa；

σ——施加于采空區(qū)矸石上的壓力，MPa；

ε——采空區(qū)矸石的體積應變；

εmax——采空區(qū)矸石最大體積應變。

(2)

式中：b——矸石碎脹系數(shù)。

(3)

式中：σc——矸石碎塊抗壓強度，MPa。

(4)

式中：hc——工作面開采高度，m；

hcr——采空區(qū)冒落帶高度，m。

根據(jù)現(xiàn)場勘測結(jié)果，N2101工作面回采期間開采高度為6.3 m，冒落帶高度為26.8 m，基于式(2)、式(3)和式(4)可計算出采空區(qū)冒落矸石碎脹系數(shù)、最大體積應變和初始切向模量分別為1.235、0.19和16.68 MPa。根據(jù)式(1)可計算出施加于雙屈服模型上的壓力大小，如表3所示。

表3 施加于雙屈服模型上壓力參數(shù)

通過反復試驗法來確定采空區(qū)矸石力學參數(shù)，建立采空區(qū)單元子模型(規(guī)格為1 m×1m×1m)，在模型上表面施加10-5m/s的恒定速度，通過迭代法來校正模型參數(shù)。當模型參數(shù)設定如下：采空區(qū)矸石密度為1000 kg/m3，體積模量為8.87 GPa，剪切模量為6.73 GPa，內(nèi)摩擦角為22°，剪脹角為7°，數(shù)值模擬的應力-應變曲線與式(1)理論計算的應力-應變曲線吻合性較好，如圖6所示。

圖6 理論計算與數(shù)值模擬應力-應變曲線

2.4 模擬結(jié)果

煤柱寬度分別為5 m、8 m、11 m、17 m和20 m時N2102回風平巷圍巖中屈服區(qū)分布和應力變化情況分別如圖7和8所示。

圖7 不同煤柱寬度巷道圍巖屈服區(qū)分布情況

圖8 不同煤柱寬度巷道圍巖應力變化情況

煤柱寬度為5 m時，巷道頂板、實體煤側(cè)和底板中屈服區(qū)范圍分別為11.2 m、8.0 m和3.1 m，煤柱內(nèi)峰值應力σyp為5.99MPa，小于原巖應力7.5 MPa，實體煤內(nèi)峰值應力σsc高達23.38 MPa，煤柱被壓碎無法維持巷道穩(wěn)定性。當煤柱寬度從8 m增大至11 m時，煤柱依舊處于屈服狀態(tài)，頂板和實體煤側(cè)中屈服區(qū)范圍減小為5.2 m和5.0 m，而煤柱內(nèi)峰值應力σyp從11.73增大至19.44 MPa，大于原巖應力但是依舊小于實體煤內(nèi)峰值應力σsc，煤柱此時沒有被壓碎破壞。當煤柱寬度增大至17 m時，煤柱內(nèi)峰值應力σyp急劇增大且高于實體煤內(nèi)峰值應力σsc，表明此時開采引起的應力集中主要由煤柱承載。當煤柱寬度增大至20 m時，煤柱內(nèi)出現(xiàn)了6 m寬的彈性核區(qū)，且煤柱內(nèi)垂直應力從單峰值變?yōu)殡p峰值，巷道圍巖屈服區(qū)減小明顯。

由以上分析可知，煤柱承載能力隨著煤柱寬度的增加逐漸提高，且峰值應力由實體煤側(cè)逐漸向煤柱側(cè)轉(zhuǎn)移。煤柱寬度較小時，煤柱承載能力太弱而無法承擔采動引起的應力集中；煤柱寬度較大時，有足夠的承載能力承擔采動引起的高應力集中，但煤柱總是處于較高的應力環(huán)境，與回采工作面超前應力疊加容易造成巷道圍巖大變形和失穩(wěn)破壞?？紤]到合理的煤柱寬度要有利于提高煤炭資源回收率和經(jīng)濟效益，因此最終確定煤柱寬度為8 m。

3 現(xiàn)場工業(yè)性試驗

N2103工作面回風平巷掘進期間，其與N2102采空區(qū)之間留有8 m寬的保護煤柱。在原有支護方式的基礎(chǔ)上，兩幫錨桿改用?20 mm×2500 mm的螺紋鋼錨桿，頂板錨索改用?17.8 mm×8300 mm的鋼絞線錨索并且數(shù)量增加至3根，其中靠近兩幫側(cè)的錨索鉆孔與頂板垂線的夾角為15°，中間的錨索垂直頂板布置。在煤柱幫補打?17.8 mm×6300 mm的鋼絞線錨索，間排距為1700 mm×2000 mm。具體支護方式如圖9所示。

圖9 N2103回風巷支護方式斷面

為了驗證新的支護方式和煤柱寬度對巷道圍巖的控制效果，在N2103回風平巷對應位置布置與N2102回風平巷相同的測站，對N2103回風平巷掘進期間和回采期間圍巖礦壓進行觀測，結(jié)果如圖10所示。由圖10(a)可知，頂板、煤柱幫和實體煤幫位移量在巷道掘出30 d后分別為153 mm、107 mm和84 mm。由圖10(b)可知，在N2103工作面回采期間，頂板、煤柱幫和實體煤幫最大位移量分別為516 mm、398 mm和321 mm，分別為N2102工作面回采期間回風平巷圍巖位移量的58%、68%和91%。

圖10 N2103回風平巷礦壓觀測

4 結(jié)論

(1)采用FLAC3D數(shù)值軟件建立三維模型，對數(shù)值模擬方法進行創(chuàng)新，采用Mohr-Coulomb模型來模擬各巖層，應變軟化模型來模擬煤柱，雙屈服模型來模擬采空區(qū)壓實矸石，并通過反復試驗法來確定采空區(qū)矸石模擬所需力學參數(shù)。

(2)通過對5種不同煤柱寬度進行模擬分析可知，煤柱承載能力隨著煤柱寬度的增加逐漸提高，且峰值應力由實體煤側(cè)逐漸向煤柱側(cè)轉(zhuǎn)移。綜合考慮煤柱寬度要有利于提高煤炭資源回收率和經(jīng)濟效益，最終確定合理煤柱寬度為8 m。

(3)針對原支護方式掘進期間和回采期間沿空巷道圍巖變形嚴重問題，提出了 N2103回風平巷新的支護方式?，F(xiàn)場礦壓觀測表明，煤柱寬度為8m時該支護方式能夠有效控制圍巖穩(wěn)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

龍巖學院博士科研啟動基金項目(LB2015006)，龍巖學院大學生創(chuàng)新創(chuàng)業(yè)訓練計劃項目(201511312059)

王世潭，仲濤，王磊等. 大斷面綜放工作面沿空巷道合理煤柱寬度研究與應用 [J]. 中國煤炭，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，主要研究方向為煤礦開采與安全技術(shù)。

(責任編輯 陶 賽)