宋 平，龐新坤，劉宏軍

(1.華北理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，河北 唐山 063210；2.河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術(shù)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，河北 唐山 063210；3.開灤精煤股份有限公司范各莊礦業(yè)分公司，河北 唐山 063009)

目前，國內(nèi)外煤礦大多數(shù)采用留設(shè)區(qū)段煤柱護(hù)巷方法，若留設(shè)的煤柱寬度過窄，能夠提高煤炭采出率，但巷道圍巖變形嚴(yán)重，尤其是巷道兩幫變形量較大，造成巷道維護(hù)困難，若留設(shè)的煤柱寬度過寬，雖然有利于保護(hù)巷道圍巖的穩(wěn)定性，但煤炭損失嚴(yán)重，降低了煤炭采出率，因此留設(shè)合理寬度的護(hù)巷煤柱一直是煤炭工作者研究的重要課題[1-2]。

1 工作面概況

河北某礦6101工作面主采6#煤，煤層平均厚度3.0 m，煤層傾角平均10°，工作面走向長1 900 m，傾斜長150 m，平均埋深400 m，工作面煤層頂?shù)装迩闆r見表1。

6101工作面為首采工作面，由于無開采資料可借鑒，按經(jīng)驗(yàn)需留設(shè)15 m區(qū)段煤柱，工作面煤炭損失嚴(yán)重，煤炭采出率較低。

表1 工作面煤層頂?shù)装迩闆rTable 1 The situation of coal seam roof and floor ofworking face

2 數(shù)值模擬

2.1 模型建立

以河北某礦6101綜采工作面地質(zhì)條件為背景，其中工作面巷道為頂寬5.2 m，底寬5 m，左幫高2.5 m，右?guī)透?.2 m的梯形，巷道采用錨網(wǎng)支護(hù)方式：頂板錨桿長2.4 m，共布置6根，排距0.8 m，其中兩端錨桿成20°布置；左右?guī)湾^桿長2.2 m，共布置3根，錨桿排距0.85 m，左右?guī)晚敹隋^桿距頂板0.5 m，成20°布置，左幫最底端錨桿距底板1.0 m，右?guī)妥畹锥隋^桿距底板0.8 m，中間錨桿沿兩幫最頂、底錨桿正中間布置。

在不影響計(jì)算結(jié)果的情況下對模型進(jìn)行簡化，簡化后的模型如圖1所示，本次模擬研究計(jì)算中采用的巖石力學(xué)參數(shù)見表2。

圖1 數(shù)值計(jì)算模型Fig.1 The model of numerical calculation

表2 數(shù)值模擬采用的巖體力學(xué)參數(shù)Table 2 The mechanical parameters of rock mass used in numerical simulation

巖石名稱容重/(kg/m3)體積模量/GPa剪切模量/GPa內(nèi)聚力/MPa摩擦角/(°)抗拉強(qiáng)度/MPa黏土巖2 5106.13.52.2350.85粉砂巖2 56010.88.12.8381.84炭質(zhì)黏土巖2 5106.15.52.4371.24砂質(zhì)黏土巖2 5205.96.02.5412.01細(xì)砂巖2 80012.112.54.3371.29鈣質(zhì)細(xì)砂巖2 75011.99.13.8381.766#煤1 3404.92.11.3210.15

2.2 模擬方案和模擬內(nèi)容

本次模擬共設(shè)計(jì)留設(shè)煤柱寬度3 m、5 m、7 m、9 m、12 m、15 m、18 m和20 m八種方案，模擬采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對留設(shè)不同寬度區(qū)段煤柱時(shí)，煤柱和巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律及變形特征進(jìn)行模擬研究分析[3-4]，主要研究內(nèi)容包括：①留設(shè)不同煤柱寬度時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力和位移分布規(guī)律；②留設(shè)不同煤柱寬度時(shí)，巷道圍巖應(yīng)力和位移分布規(guī)律；③在上述分析基礎(chǔ)上，并結(jié)合礦井實(shí)際開采條件，確定留設(shè)煤柱合理寬度B。

2.3 模擬結(jié)果分析

2.3.1 煤柱內(nèi)應(yīng)力和位移場分布

1) 應(yīng)力。從圖2中可以看出，煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力Szz隨留設(shè)煤柱寬度的增加而增加，當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為3～5 m時(shí)，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力變化不大；當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為5～9 m時(shí)，煤柱應(yīng)力由10 MPa增加至16 MPa；當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為9～18 m時(shí)，煤柱中垂直應(yīng)力增加迅速，最大應(yīng)力值達(dá)到29.8 MPa;當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為18～20 m時(shí)，煤柱應(yīng)力變化增加不明顯。模擬中還發(fā)現(xiàn)當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為5 m時(shí)，在煤柱中產(chǎn)生一個(gè)小的應(yīng)力核;當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為7 m時(shí)，應(yīng)力核應(yīng)力增加至13 MPa。

隨留設(shè)煤柱寬度的增加，煤柱內(nèi)的水平應(yīng)力變化較為明顯。當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為3～5 m時(shí)，煤柱內(nèi)水平應(yīng)力增幅較緩；當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為7～15 m，煤柱內(nèi)水平應(yīng)力急劇增加，較大的水平應(yīng)力容易使煤體發(fā)生剪切破壞，導(dǎo)致煤柱失穩(wěn)；當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為15～20 m，水平應(yīng)力增幅又變緩。

2) 位移。留設(shè)不同煤柱寬度時(shí)，煤柱水平位移量見表3。

圖2 不同煤柱寬度煤柱應(yīng)力分布曲線Fig.2 Stress distribution curves of coal pillars with different widths

表3 留設(shè)不同寬度煤柱向巷道側(cè)和采空區(qū)側(cè)移動最大值Table 3 The maximum movement of coal pillars ofroadway side and goaf side with different widths

寬度/m357912151820巷道側(cè)移動最大值/mm67.153.349.344.644.644.543.944.2采空區(qū)側(cè)移動最大值/mm3.120.418.39.68.77.98.38.9

其中，當(dāng)留設(shè)煤柱為5 m和15 m時(shí)，煤柱內(nèi)水平位移分布如圖3所示，取向巷道側(cè)移動量為正值。

通過研究分析發(fā)現(xiàn)：①當(dāng)B<3 m，留設(shè)煤柱寬度較小，煤柱已破碎，呈整體狀態(tài)向巷道內(nèi)移動，位移量較大；②當(dāng)5 m

2.3.2 煤柱寬度與巷道圍巖穩(wěn)定性

1) 不同煤柱寬度對巷道圍巖變形量的影響。留設(shè)煤柱寬度不同對回采巷道圍巖的變形有較大的影響[7]，如圖4所示。

圖3 回采期間煤柱水平位移分布Fig.3 Horizontal displacement distribution of coal pillar during stoping

圖4 巷道圍巖變形與留設(shè)煤柱寬度之間的關(guān)系Fig.4 The relationship between the deformation of roadway surrounding rock andthe width of coal pillars

巷道圍巖變形與留設(shè)煤柱寬度之間的關(guān)系曲線可分為3段：①AB段，留設(shè)煤柱寬度為B<7 m，隨著煤柱寬度的減小，巷道圍巖變形略有升降但變化不大；②BC段，留設(shè)煤柱寬度為7 m15 m，隨著煤柱寬度的增加，巷道圍巖變形減小，但較為緩慢。

2) 留設(shè)5 m窄煤柱護(hù)巷。留設(shè)5 m窄煤柱時(shí)巷道圍巖應(yīng)力分布云圖如圖5所示。從圖5中可以看出，當(dāng)留設(shè)5 m窄煤柱時(shí)，在回采期間，煤幫受到相鄰區(qū)段采動引起的側(cè)向支承壓力疊加作用，應(yīng)力集中系數(shù)k=1.2～2.6，支承應(yīng)力增大。

回采期間巷道圍巖的位移云圖如圖6所示。巷道頂?shù)装逡平?74 mm，兩幫移近量543 mm，在回采期間區(qū)段留設(shè)的窄煤柱產(chǎn)生塑性變形，窄煤柱在支承壓力的作用下產(chǎn)生破壞，主要表現(xiàn)為巷道移近量增加。

2.3.3 合理煤柱寬度確定的結(jié)論

1) 當(dāng)留設(shè)煤柱寬度小于5 m時(shí)，煤柱上應(yīng)力值較小，煤柱已經(jīng)破壞，不能承受較大的支承壓力，巷道圍巖變形量較大。

2) 當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為5～7 m時(shí)，煤柱承受的垂直和水平應(yīng)力均較大，煤柱內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力核，煤柱為極限平衡狀態(tài)，煤柱并未完全破壞，巷道圍巖變形較小。

圖5 回采期間圍巖垂直應(yīng)力分布云圖Fig.5 The stress nephogram of surrounding rock during stoping

圖6 回采期間圍巖垂直位移云圖Fig.6 The displacement nephogram of surrounding rock during stoping

3) 當(dāng)留設(shè)煤柱寬度大于9 m時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力分布“分散”，其應(yīng)力值并未達(dá)到強(qiáng)度極限，煤柱處于安全穩(wěn)定狀態(tài)。

4) 留設(shè)煤柱寬度對巷道圍巖變形有較大影響，由巷道圍巖變形與留設(shè)煤柱寬度之間的關(guān)系曲線可知，應(yīng)將留設(shè)煤柱寬度布置在曲線中AB段或CD段，即留設(shè)煤柱寬度B<7 m或B>15 m。

結(jié)合該礦6100工作面實(shí)際開采條件，從煤柱和巷道圍巖受力、變形以及提高采出率等角度出發(fā)，綜合考慮后，確定區(qū)段之間留設(shè)煤柱寬度為5～7 m。

3 現(xiàn)場實(shí)測

綜合分析后，該礦采用留設(shè)區(qū)段煤柱寬度為6 m的方案，巷道支護(hù)采用原有支護(hù)方式，但將錨桿間排距變?yōu)?00 mm×650 mm，回采期間巷道超前段60 m范圍內(nèi)，采用單體液壓支柱加強(qiáng)支護(hù)，單體液壓支架間排距600 mm×600 mm，通過對回采巷道圍巖變形情況進(jìn)行現(xiàn)場觀測，觀測結(jié)果見圖7。

從圖7中可以看出，隨著工作面的不斷回采，巷道圍巖先后經(jīng)歷三個(gè)階段[8]：無采動影響階段(L>65 m)、采動影響階段(15 m

圖7 距工作面不同距離巷道表面位移量和移近速度曲線Fig.7 The surface displacement and velocity curve of the roadway with different distances from the working face

4 結(jié) 論

1) 通過采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對留設(shè)不同寬度煤柱時(shí)，對煤柱內(nèi)應(yīng)力和位移分布規(guī)律進(jìn)行了模擬研究分析，得出當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為5～7 m時(shí)，煤柱承受的垂直和水平應(yīng)力均較大，煤柱內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力核，煤柱處于極限平衡狀態(tài)，煤柱并未完全破壞，巷道圍巖變形較小。

2) 通過研究分析留設(shè)不同煤柱寬度對巷道圍巖變形的影響，得出留設(shè)煤柱寬度應(yīng)布置在巷道圍巖變形與留設(shè)煤柱寬度之間的關(guān)系曲線中AB段或CD段，即留設(shè)煤柱寬度B<7 m或B>15 m。

3) 在數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，結(jié)合工作面實(shí)際情況，確定了留設(shè)6 m區(qū)段煤柱方案，并進(jìn)行了工業(yè)性試驗(yàn)。通過現(xiàn)場觀測發(fā)現(xiàn)，隨著工作面的不斷回采，巷道圍巖先后經(jīng)歷無采動影響階段、采動影響階段以及采動影響劇烈三個(gè)階段，巷道圍巖處于可控范圍之內(nèi)，滿足生產(chǎn)要求，同時(shí)減少了煤炭損失，提高了采出率。