郭金剛，李耀暉，何富連，秦賓賓

（1.中國礦業(yè)大學（北京）能源與礦業(yè)學院，北京 100083；2.晉能控股集團，山西 大同 037003）

特厚煤層在我國山西、陜西、內(nèi)蒙古等地區(qū)廣泛分布并成為特大型礦井綜放開采的主采煤層[1-2]。特厚煤層綜放開采工作面具有采放高度大、開采強度高、煤巷礦山壓力及顯現(xiàn)嚴重且復(fù)雜等特點[3-4]。特厚煤層綜放工作面區(qū)段煤柱留設(shè)不合理容易造成沿空煤巷圍巖在掘進和回采過程中變形破壞嚴重[5-6]。合理的區(qū)段煤柱寬度既能保證沿空煤巷圍巖在掘進和回采期間的穩(wěn)定性，還能有效提高礦井煤炭資源的回收率[7-8]。在沿空煤巷煤柱合理寬度研究方面，岳帥帥和何文瑞等人通過構(gòu)建特厚煤層綜放沿空煤巷上方覆巖關(guān)鍵三角塊穩(wěn)定性力學模型并分析其穩(wěn)定性得到特厚煤層窄煤柱的合理寬度[9-10]；李斌等人以南陽坡煤礦特厚煤層為研究對象，提出煤柱強度線性計算方法確定沿空巷道窄煤柱的合理寬度[11]；王德超和張西寨等人通過現(xiàn)場監(jiān)測工作面煤體支承壓力和數(shù)值模擬相結(jié)合的方式，確定了厚煤層綜放沿空巷道煤柱的合理寬度[12-13]；其他學者從理論研究、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實踐進行了有益探索[14-20]。以上研究中數(shù)值模擬主要側(cè)重于分析沿空巷道煤柱的應(yīng)力分布規(guī)律，對煤柱的位移分布規(guī)律研究較少，同時由于我國特厚煤層賦存條件和開采技術(shù)的差異性，以上成果的應(yīng)用推廣存在局限性，至今未形成1套普遍適用的理論體系。為此，以某礦特厚煤層8305 綜放工作面區(qū)段煤柱為研究對象，采用理論計算煤柱寬度的合理區(qū)間，采用數(shù)值模擬分析不同寬度煤柱位移和應(yīng)力分布規(guī)律，結(jié)合煤柱的水平零位移面范圍和垂直應(yīng)力峰值位置確定煤柱的合理寬度；結(jié)果應(yīng)用于現(xiàn)場并提出有針對性的沿空煤巷控制措施，效果良好。

1 煤柱合理寬度的理論分析

1.1 工程背景

某礦8305 工作面位于石炭系3-5#煤層，煤層平均厚度12.54 m，煤層傾角1°～2°，平均埋深為517 m，煤層頂?shù)装鍘r性分布圖見表1。工作面走向長度1 123.6 m，傾斜長度200 m，回風巷道沿煤層底板布置，與8307 采空區(qū)相鄰，8305 工作面布置圖如圖1。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性分布圖Table 1 The lithology distribution of roof and floor

圖1 8305 工作面布置圖Fig.1 Layout of 8305 working face

1.2 煤柱寬度的計算

1.2.1 煤柱寬度上限計算

基本頂?shù)钠茢辔恢弥苯佑绊懫湎赂矌r層的支承應(yīng)力分布，沿空煤巷圍巖的應(yīng)力環(huán)境被影響。因此，基本頂斷裂位置的確定對沿空煤巷的位置和煤柱留設(shè)的寬度具有重要意義。

采用內(nèi)外應(yīng)力場理論對采空區(qū)基本頂破斷位置進行計算。在特厚煤層中，以基本頂斷裂位置為界限分為2 部分，內(nèi)外應(yīng)力場分布示意圖如圖2。

圖2 內(nèi)外應(yīng)力場分布示意圖Fig.2 The diagram of internal and external stress field distribution

采空區(qū)側(cè)煤壁至基本頂斷裂位置為內(nèi)應(yīng)力場，斷裂位置至煤體深處為外應(yīng)力場。在內(nèi)應(yīng)力場中，距離煤壁x 處的煤體支承壓力可由式（1）表示：

式中：σx為距煤壁x 處的支承壓力，Pa；Gx為距煤壁x 處單位面積煤層的剛度，Pa/m；yx為距煤壁x處的煤體壓縮量，m。

將Gx和yx線性化處理：

式中：y0為采空區(qū)邊緣煤壁的壓縮量，m；x0為內(nèi)應(yīng)力場的分布范圍，m；G0為單位面積煤體的剛度，Pa/m。

內(nèi)應(yīng)力場支承壓力可由式（4）表示：

采場內(nèi)應(yīng)力場范圍內(nèi)的支承壓力等于工作面來壓時基本頂上部巖層施加在基本頂?shù)妮d荷。因此：

式中：B 為工作面的長度，m；L0為工作面初次來壓步距，m；Mb為施加在基本頂載荷的上覆巖層厚度，m；ρ 為施加在基本頂載荷的上覆巖層密度，t/m3。

式中：Mc為煤層厚度，m；Md為直接頂?shù)暮穸?，m；K 為直接頂?shù)臍堄嗨槊浵禂?shù)；d 為巖梁跨度，m。

式中：E 為彈性模量，Pa；ν 為泊松比；α 為表征煤巖體內(nèi)裂隙發(fā)育的系數(shù)。

因此，內(nèi)應(yīng)力場分布范圍x0為：

依據(jù)8305 工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件，工作面長度B=200 m，初次來壓步距L0=50 m，施加在基本頂載荷上覆基巖的厚度Mb=62 m，密度ρ=2.5 t/m3，巖梁跨度d=25 m，泊松比ν=0.36，裂隙發(fā)育系數(shù)α=0.9，彈性模量E=2.0 GPa，煤層厚度Mc=12.5 m，殘余碎脹系數(shù)K=1.12，直接頂厚度Md=4.7 m，由此可以求得基本頂破斷位置位于距采空區(qū)側(cè)煤壁15.4 m 位置處。

進一步，采用極限平衡理論進行驗證：

式中：A 為側(cè)壓系數(shù)，取值0.7；φ0為內(nèi)摩擦角，取26°；k 為應(yīng)力集中系數(shù)，取1.5；h 為巷道埋深，取517 m；C0為煤層黏聚力，取2.0 MPa；pc為側(cè)向支護阻力，取0。

由此計算可得基本頂斷裂位置為15.6 m，與內(nèi)外應(yīng)力場理論求得的結(jié)果基本一致?？紤]巷道寬度為5.5 m，8305 工作面區(qū)段煤柱的上限值為9.9 m。

1.2.2 煤柱寬度下限確定

在特厚煤層綜放開采條件下，區(qū)段窄煤柱煤體承載能力弱，其主要作用是為了阻隔本工作面與鄰近采空區(qū)，防止鄰近采空區(qū)有毒有害氣體和采空水進入本工作面，同時防止本工作面漏風至采空區(qū)，造成采空區(qū)遺煤自然發(fā)火。沿空煤巷掘好后，煤柱側(cè)巷幫需要進行相應(yīng)支護，以保證煤柱的整體性，防止沿空煤巷煤柱側(cè)巷幫煤體擠出發(fā)生大變形，影響正常生產(chǎn)。煤柱寬度的下限由式（10）確定：

x1=l（1+μ） （10）

式中：x1為煤柱寬度下限，m；l 為錨桿（索）的長度，取4.5 m；μ 為煤柱寬度的富裕系數(shù)，考慮煤層厚度較大，一般按照l 的20%考慮。

由此計算煤柱寬度的下限值為5.4 m。因此，通過理論分析得到煤柱寬度的合理范圍為5.4～9.9 m。

2 煤柱寬度的數(shù)值模擬

2.1 數(shù)值模型

根據(jù)8305 工作面和8307 工作面地質(zhì)條件，利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立煤柱寬度分別為4、6、8、10 m 時的工作面數(shù)值模型，模型的尺寸為300 m×300 m×33 m（長×寬×高），其中8307 工作面的走向長度為260 m，傾向長度為150 m，數(shù)值計算模型如圖3。模型的底部和四周邊界施加位移約束，上邊界施加的載荷為10 MPa。煤體采用基于摩爾庫倫準則的本構(gòu)模型。具體模擬過程為：建立模型；材料賦參；施加邊界條件和初始條件；8307 工作面回采；8305 回風巷開挖。

圖3 數(shù)值計算模型Fig.3 Numerical calculation model

2.2 模擬結(jié)果

分別模擬了煤柱寬度為4、6、8、10 m 時距巷幫不同水平距離煤柱煤體的水平位移變化，巷道底板上方2 m 的煤柱內(nèi)水平位移如圖4。

圖4 煤柱內(nèi)水平位移分布Fig.4 The horizontal displacement distribution in coal pillar

1）不同寬度條件下，煤柱位移呈現(xiàn)兩側(cè)水平位移大中間位移小的規(guī)律，且采空區(qū)側(cè)煤柱的最大位移大于巷道側(cè)煤柱的最大位移，煤柱內(nèi)的水平零位移面與煤柱中心線不重合，而是偏向沿空煤巷側(cè)，說明煤柱采空區(qū)側(cè)煤體變形破壞程度大于沿空巷道側(cè)煤體。

2）煤柱內(nèi)煤體水平位移小于10 mm 的點可以近似認為水平0 位移點，由水平0 位移點連接的區(qū)域稱為水平零位移面，當煤柱寬度為4 m 時，煤柱內(nèi)的水平零位移面幾乎為0，當煤柱寬度為6 m 時，煤柱內(nèi)開始出現(xiàn)水平零位移面，隨著煤柱寬度的增大，水平零位移面的范圍不斷增大。

巷道底板上方2 m 煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布如圖5。煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值位置與零水平位移面的中心位置基本重合。說明零水平位移面內(nèi)的煤體雖然已發(fā)生塑性變形破壞，仍承載一部分載荷，該部分煤體呈壓縮狀態(tài)，此時煤體的孔隙度大大降低，這對阻隔鄰近工作面采空區(qū)和本工作面是極其有利的。

圖5 煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布Fig.5 The vertical stress distribution in coal pillar

綜合考慮，當煤柱寬度為6 m 時，開始出現(xiàn)水平零位移面且應(yīng)力峰值位置與零位移面中心重合。因此，8305 工作面合理的煤柱寬度為6 m。

3 現(xiàn)場實踐

將留設(shè)6 m 寬度煤柱的方案應(yīng)用于8305 回風巷，并采用十字法對沿空煤巷圍巖的變形量進行監(jiān)測，以驗證特厚煤層綜放沿空煤巷煤柱寬度和控制技術(shù)的合理性。

3.1 沿空煤巷支護參數(shù)

8305 回風巷具體支護方案如圖6。

圖6 8305 回風巷支護示意圖Fig.6 The supporting diagrams of 8305 return airway

1）巷道頂板布置每排6 根?22 mm、長度2 500 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×900 mm；每間隔2 排錨桿布置1 排?21.8 mm，長度6 300 mm 和8 300 mm 錨索，間排距900 mm×2 700 mm；兩腮布置?21.8 mm、直徑5 300 mm 的角錨索，排距為1 800 mm；2 排錨桿中部加2 組?21.8 mm、長度19 mm 鋼鉸線組合錨索，間排距2 400 mm×2 700 mm；靠煤柱側(cè)頂部進行噴漿，長度1 500 mm。

2）實體煤幫采用每排4 根?22 mm、長度3 000 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×900 mm；距巷道底板3 100 mm 布置1 排?21.8 mm、長度6 300 mm 錨索，間距900 mm。

3）煤柱幫距巷道頂板400 mm 布置1 排?17.8 mm、長度4 300 mm 錨索，間距900 mm；下面布置3根?17.8 mm、長度4 500 mm 錨索，間排距900 mm×900 mm；煤柱幫全部噴漿，巷道底板中部卸壓槽斷面規(guī)格100 mm×250 mm（寬×深）。

為減小回采期間動壓對沿空煤巷圍巖變形破壞的影響，在8305 工作面回采前，對沿空煤巷進行了補強支護具體為：

①及時更換失效錨桿（索）和冒漏區(qū)域的雙層金屬網(wǎng)；②在巷道兩幫增加單體液壓支柱組（1 組4根）和木垛支護，單體液壓支柱組和木垛沿巷道走向交替布置。

3.2 支護效果分析

在8305 回風巷內(nèi)布置1 個測站監(jiān)測掘進期間巷道圍巖變形情況，測站距離工作面切眼300 m，監(jiān)測結(jié)果如圖7?；夭善陂g巷道變形監(jiān)測圖如圖8。

圖7 掘進期間巷道圍巖變形監(jiān)測圖Fig.7 The deformation monitoring of surrounding rock during driving

由圖7 可知，拙進期間，巷道圍巖變形量在50 d 左右基本達到穩(wěn)定狀態(tài)，頂板最大下沉量為129 mm，實體煤幫和煤柱幫的最大移近量分別為115 mm 和153 mm，最大底鼓量為77 mm。煤柱幫最大移近量明顯大于實體煤幫最大移近量，說明沿空巷道兩幫煤體變形破壞呈現(xiàn)不對稱現(xiàn)象，煤柱幫的變形破壞程度大于實體煤幫。

由圖8 可知，隨著距回采工作面距離越近，巷道圍巖的變形量越大，頂板最大下沉量為322 mm，實體煤幫和煤柱幫的最大移近量為357、392 mm，最大底鼓量為136 mm。

雖然回采期間沿空煤巷的圍巖變形量大于掘巷期間的圍巖變形量，但是在回采過程中，沿空煤巷未發(fā)生單體液壓支柱壓柱彎折和錨桿索失效等礦壓明顯顯現(xiàn)，工作面實現(xiàn)了安全高效開采。

4 結(jié) 語

1）采用內(nèi)外應(yīng)力場理論和極限平衡理論確定了特厚煤層綜放沿空煤巷側(cè)基本頂破斷位置深入采空區(qū)煤壁15.4 m，煤柱寬度的上限值為9.9 m；根據(jù)沿空煤巷采空區(qū)側(cè)巷幫支護深度確定煤柱寬度的下限值為5.4 m。

2）通過對比分析不同寬度煤柱零位移面和應(yīng)力峰值分布規(guī)律，確定煤柱的合理寬度為6 m。

3）針對沿空煤巷掘進和回采期間復(fù)雜的應(yīng)力環(huán)境，掘巷期間對巷道頂部和兩幫采用有針對性的支護方式，在回采前進一步補強，保證了沿空煤巷圍巖的穩(wěn)定性，實現(xiàn)了礦井的安全高產(chǎn)高效。