曙光煤业大巷保安煤柱留设数值模拟研究

杨仁树，薛华俊，岳中文，李学彬，郝志军，2，高宗明，3

(1.中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京 100083；2.新阳煤业有限责任公司，山西 吕梁 032306； 3.曙光煤业有限责任公司，山西 吕梁 032308)

曙光煤业大巷保安煤柱留设数值模拟研究

杨仁树1，薛华俊1，岳中文1，李学彬1，郝志军1，2，高宗明1，3

(1.中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京 100083；2.新阳煤业有限责任公司，山西 吕梁 032306； 3.曙光煤业有限责任公司，山西 吕梁 032308)

通过实验室围岩物理力学基本参数测试、现场地应力测试、数值模拟和现场工业性实验等方法，对采动影响下的专用行人大巷的围岩应力、位移演化规律进行了研究。研究结果表明，行人大巷加强支护能有效控制巷道受1202，1206工作面回采而产生的围岩变形；在行人大巷与1203工作面之间设置卸压巷，能有效转移因工作面回采而产生的行人大巷周围围岩应力集中区；卸压巷与1203工作面之间留设55m的保安煤柱宽度，使行人大巷围岩变形增加量控制在10%之内，并较1206工作面多采出近0.23Mt煤炭资源，保证了行人大巷的安全稳定，实现了较佳经济效益。

保安煤柱宽度；数值模拟；采动影响；位移演化规律；卸压巷

保安煤柱留设宽度设计是采矿工程中的一项重要研究内容，是矿井生产的核心技术之一[1]。目前，在煤矿回采工作面保安煤柱留设对永久大巷的正常运行起到了关键性作用，但同时也损失了大量的煤炭资源。合理尺寸的保安煤柱留设，由于不同的地质条件、煤层的围岩物理力学性质、支护方法等不同相差很大。长期以来，国内外许多专家、学者对保安煤柱的留设宽度进行了大量的研究。美国Holland等[2]对于宽高比为2～8的煤柱，提出了Holland-Goddy煤柱强度公式，在煤柱强度的计算中运用了实验室实验确定的煤岩试件强度。刘进权等[3]对回采巷道煤柱的留设方法及理论与经验的计算方法进行了探讨，并综合使用与经济两方面探讨了煤柱留设的尺寸。张国华等[4]学者将巷道围岩划分成6种组合类型，得出了中厚煤层保安煤柱留设宽度的理论计算公式。柏建彪等[5]研究认为提高综放工作面沿空留巷稳定性和提高采煤率的关键在于提高窄煤柱的承载能力。虽然专家们对保安煤柱宽度留设有着各种理论和现场经验，但对于煤层围岩较破碎、或顶(底)板属于软岩的条件下，特别是工作面回采后的采空区导致顶板大范围垮落过程中可能致使保安煤柱承载能力不足，或处于支承压力峰值等情况下，针对破碎煤层综采工作面与卸压巷间的保安煤柱合理尺寸的研究还存在许多待完善的地方。本文依据理论分析专用行人巷、卸压巷与回采工作面之间的煤柱矿压规律，将煤柱分为几种大小不同的尺寸，讨论不同宽度保安煤柱护巷条件下，煤柱弹性区、塑性区、破坏区分布规律，获得大巷围岩应力、位移演化规律，对比分析不同煤柱宽度专用行人巷稳定性特征，并进行现场监测，最终确定合理的保安煤柱尺寸，使其保持较高稳定性。

1 工程概况

汾西矿业曙光煤业现已开采完毕的1202工作面停采线距专用行人巷355m，1206工作面停采线距专用行人巷400m，工作面回采完毕，专用行人巷受采动影响明显，其中专用行人巷有严重底鼓现象，造成大量煤柱流失的同时给现场生产带来一定影响。鉴于此，在保证大巷稳定的前提下尽量缩小保护煤柱宽度、提高煤炭资源采出率，对正在推进的1203工作面采动影响大巷稳定性进行试验研究，以期在总结成功经验的基础上在全矿推广应用，在提高煤炭资源采出率的同时实现较佳经济效益。

2 煤柱留设方案研究

曙光煤业专用行人大巷与1203回采工作面之间，有1205工作面(已采完)回采时挖掘的1205辅助运输巷，现在废弃，故将1205辅助运输巷作为专用行人大巷与1203回采工作面之间的卸压巷，对1205辅助运输巷和1203回采工作面之间保安煤柱宽度留设进行研究，专用行人大巷、1205辅助运输巷、1203工作面之间地理位置关系如图1所示。煤柱留设具体研究方法：

图1 专用行人大巷、1205辅助运输巷、1203工作面地理位置

(1)由于专用行人大巷受1202，1206工作面回采的影响，巷道变形严重，故对专用行人大巷进行加强支护和起底工作。

(2)对专用行人大巷破坏严重地方进行现场取样，对其物理力学基本参数和围岩成分进行分析测试。

(3)对专用行人大巷进行地应力测试。

(4)通过数值模拟，研究不同宽度保安煤柱护巷条件下，煤柱弹性区、塑性区、破坏区分布规律，获得大巷围岩应力、位移演化规律，确定合理的保安煤柱尺寸。

(5)通过现场监测，最终确定合理的保安煤柱尺寸，并在全矿推广应用。

3 煤柱留设数值模拟研究

基于对专用行人大巷围岩物理力学基本参数和地应力测试结果，运用FLAC3D数值模拟软件对采动影响下，1203工作面与卸压巷间的保安煤柱留设对专用行人巷稳定性模拟分析，对比分析留设不同煤柱宽度时专用行人巷稳定性特征，确定合理保安煤柱宽度。

3.1 模型建立

根据岩石力学原理，掘巷后的应力影响范围约为巷道宽度的3～5倍，结合巷道尺寸和现场的实际情况，专用行人大巷断面形状为直墙半圆拱形，巷道高3.5m、宽3.8m；1205辅助运输巷断面形状为矩形，巷道高2.8m、宽4.4m，两条巷道相距129.1m，FLAC3D计算模型的长宽高尺寸分别为258.2m×10m×86.6m，模型建立如图2所示。

图2 模拟模型

模型从上到下依次为砂质泥岩、细砂岩、泥岩、粗砂岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、中砂岩、泥岩、细砂岩、砂质泥岩、细砂岩、砂质泥岩、细砂岩、泥岩、1号煤、砂质泥岩、细砂岩、泥岩、砂质泥岩、中砂岩、2号煤、粉砂岩、砂质泥岩、3号煤、泥岩、粉砂岩、中砂岩、细砂岩和砂质泥岩，专用行人大巷位于2号煤和中砂岩层中，1205辅助运输巷位于2号煤层中。根据岩石力学理论的分析，并结合现场测试所得的资料和实验室围岩物理力学基本参数的测试，本次数值分析采用摩尔库伦本构关系，其物理力学参数如表1所示[6-7]。

表1 巷道围岩物理力学参数

3.2 初始应力的生成

3.3 专用行人大巷加强支护方式的稳定性分析

由于受1202，1206工作面回采的影响，专用行人大巷受采动影响明显，巷道围岩变形严重，因此对专用行人大巷进行了加强支护，支护断面如图3所示。锚杆呈“矩型”布置，间、排距为900mm×900mm。顶锚杆使用φ20mm×2200mm的左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆使用φ16mm×1800mm的A3钢锚杆。锚索间、排距为1500mm×1800mm，每排3根φ17.8mm×6500mm的钢绞线锚索，每根锚索配备3卷锚固剂。

图3 专用行人巷支护断面

图4中的(a)、(b)分别为专用行人大巷在原支护与加强支护状态下围岩切片变形云图，图中不同颜色表征了巷道围岩的不同变形量。巷道在原有支护状态下，受1202、1206工作面回采的影响，切向荷载迅速增大超过其抗压强度而破坏，应力集中区迅速向深部转移，释放深部围岩的能量。由图中可以看出，由于工作面回采的影响，巷道变形主要以巷道两帮移近为主，加强支护后，巷道围岩变形量有所减小，变形速度明显减缓，巷道围岩整体趋于稳定。

图4 支护前后专用行人大巷围岩变形切片

图5、图6分别为加强支护后，锚杆、锚索轴力分布图。

图5 锚杆支护受力

图6 顶板锚索轴力分布

加强支护后，锚杆将锚固段岩体与巷道表面岩体相连，限制巷道围岩的离层变形，同时，初始预应力提供巷道围岩以主动支护，减少巷道围岩变形。从图5可知，顶锚杆轴力极值出现在巷道顶板肩部，为76.03kN，未达到顶锚杆轴力抗拉极限，而巷道顶板中部锚杆轴力很小，主要原因可能是巷道直接顶为粉砂岩，顶板岩性较好；帮部为2号煤，两帮锚杆轴力极值为22.06kN，也未达到帮锚杆抗拉极限。锚索将顶板深部即原岩应力区的岩体与巷道表面岩体相连，而且锚索抗拉强度大，明显限制巷道围岩的进一步变形。从图6可知，顶板锚索轴力最大值为165.8kN，未达到锚索支护抗拉极限，加强支护使得专用行人大巷整体得到了稳定。

3.4不同宽度煤柱专用行人大巷稳定性分析

由于曙光煤业1203工作面停采后，工作面回采后的采空区顶板大范围垮落可能导致保安煤柱承载能力不足，或处于支承压力峰值等受力特征，对专用行人大巷支护产生影响。为保证专用行人大巷的稳定性，留设合理的保安煤柱尺寸非常重要。结合曙光煤业的具体地质条件，把1203工作面停采线距离卸压巷的保安煤柱宽度分别设为25m，30m，35m，40m，45m，50m，55m，60m，65m，70m进行数值模拟研究，从而确定技术上可行、经济上合理的保安煤柱宽度。

图7为煤柱留设55m时，整个模型围岩垂直应力分布侧视图，由图中可以看出，由于围岩地应力以垂直应力为主，专用行人大巷应力集中区主要集中巷道两帮围岩深部，应力集中区与巷道左帮表面的距离为5.53～14.30m；与巷道右帮表面的距离为5.60～14.37m。巷道围岩最大主应力极值点位于巷道帮部，距离巷道表面最小距离约9.99m左右，应力极值为16.09MPa，应力集中系数为1.34。1203工作面停采后，受采空区的影响，顶板下沉，在其周围深部形成了严重的应力集中区，在卸压巷的作用下，使采空区与专用行人大巷之间的应力集中区转移到采空区和卸压巷之间，有效地保护了行人大巷的稳定，使行人大巷周围围岩受力较小。

图7 煤柱留设55m围岩垂直应力分布

图8为曙光煤业1203工作面停采后，留设不同宽度保安煤柱时，专用行人大巷围岩变形相对1203工作面未回采时变形增加率。由图8可以看出，1203工作面停采后，受采空区的影响，使专用行人大巷围岩整体变形增大，当保安煤柱留设宽度从25m增加到50m时，专用行人大巷围岩整体变形减小明显，当留设宽度大于50m以后，巷道变形量基本趋于稳定，其中巷道左帮变形增加率保持在2%左右，巷道右帮变形增加率约为9%，顶板下沉量增加率约为10%，故曙光煤业1203回采工作面距卸压巷的保安煤柱宽度设为55m，专用行人大巷围岩变形量能满足安全生产各项要求[9]。

图8 变形增加率

4 专用行人大巷稳定性监测

在保证安全的前提下，曙光煤业将1203回采工作面的停采线定在距卸压巷55m的地方。为保证专用行人大巷的长期安全稳定，对专用行人大巷进行矿压观测。

图9 行人大巷移近量变化曲线

图10 行人大巷顶板离层量变形曲线

图9、图10、图11分别是1203工作面距卸压巷55m时停采后，专用行人大巷移近量变化、顶板离层量变化、帮部测力锚杆受力观测结果。由图9可知，在1203工作面停采后，巷道移近量在前10d内迅速增加，10d以后移近量逐渐趋于平稳，变化不大，两帮最大移近量约为82mm，顶板最大下沉量约为55mm，巷道围岩整体变形量较小，巷道较为稳定。由图10可知，在1203工作面停采后，巷道顶板围岩在前10d离层量迅速增加，10～20d深部围岩离层量变形不大，浅部围岩离层量有缓慢增长的趋势，20d后，巷道围岩整体离层量基本趋于稳定，其中浅部围岩最大离层量约为1.2mm，深部围岩最大离层量约为0.7mm。由图11测力锚杆上的6个应力传感器受力可知，在1203工作面停采后，巷道帮部从巷道表面到深部围岩应力变化过程是由小到大再到小的过程，其中5号应力传感器受力最大，为26kN。矿压观测数据充分表明，通过对曙光煤业专用行人大巷加强支护，并将1203回采工作面停采线定在距卸压巷55m处，能保证专用行人大巷长期的安全稳定和正常生产需要。

5 结论

(1)通过对曙光煤业专用行人大巷围岩稳定性研究，受1202，1206工作面回采影响，专用行人大巷围岩变形较为严重，加强支护后，能有效控制行人大巷围岩的变形，保证巷道的安全稳定。

(2)通过对曙光煤业1203工作面与卸压巷之间留设不同保安煤柱宽度模拟研究，表明设置卸压巷能有效转移1203回采工作面与行人大巷之间的应力集中区，使行人大巷围岩处于应力降低区；1203工作面与卸压巷之间留设55m的保安煤柱宽度，能较好地控制行人大巷的围岩变形，保证行人大巷正常生产的需要。

(3)现场矿压观测数据表明，曙光煤业1203工作面与卸压巷之间保安煤柱留设55m，专用行人大巷两帮移近量和顶板下沉量较小，巷道围岩未出现明显变形和破坏，围岩稳定，能保证专用行人大巷的长期安全稳定。

(4)通过对专用行人大巷与回采工作面之间设置卸压巷，使专用行人大巷与1203工作面停采线相距约185m，较1206回采工作面留设400m保安煤柱，能多采出近0.23Mt煤炭资源，最大程度缩小了保护煤柱宽度、提高了煤炭资源采出率，实现了最佳经济效益。

[1]史元伟.采煤工作面围岩控制原理和技术(上、下)[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

[2]J.M.Cralvin, BK.Hebblewhite.Australia coal pillar performance.Report[J].University of New SouthWales, 1996.

[3]刘进权.回采巷道合理煤柱尺寸的探讨[J].山西煤炭，2009, 29(1)：36-39.

[4]张国华，张雪峰，蒲文龙，等.中厚煤层区段煤柱留设宽度理论确定[J].西安科技大学学报，2009，29(5).

[5]柏建彪.综放沿空掘巷围岩稳定性原理及控制技术研究[D].徐州：中国矿业大学，2002.

[6]徐佑林，桂祥友，张 辉，等.不同宽度煤柱下沿空掘巷数值模拟研究及应用[J].煤矿开采，2011，16(5)：47-52.

[7]薛华俊，宋建成，李中州，等.深井岩巷掘进中的围岩应力场的数值分析[J].中国矿业，2013，22(5)：83-87.

[8]陈育民，徐鼎平.FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M].北京：中国水利水电出版社，2009.

[9]郝长胜，程志明，赵海兵，等.燕山煤矿区段护巷煤柱的理论分析和数值分析[J].煤矿开采，2011，16(6)：33-36.

[责任编辑：林健]

NumericalSimulationofProtectiveCoal-pillarforMaineRoadwayinShuguangColliery

YANG Ren-shu1, XUE Hua-jun1, YUE Zhong-wen1, LI Xue-bin1, HAO Zhi-jun1,2, GAO Zong-ming1,3

(1.Mechanics & Architecture School, China University of Mining & Technology (Beijing), Beijing 100083, China; 2.Xinyang Coal Co., Ltd., Lvliang 032306, China; 3.Shuguang Coal Co., Ltd., Lvliang 032308, China)

Surrounding rock stress and displacement variation rule of dedicated pedestrian roadway influenced by mining were researched by mechanics test, on-the-spot observation, numerical simulation.Results showed that strengthening supporting in the roadway could effectively control surrounding rock deformation influenced by 1202 and 1206 mining face, pressure-relief roadway between pedestrian roadway and 1203 mining face could transfer stress concentration zone of pedestrian roadway.55m-width protective coal-pillar between pressure-relief roadway and 1203 mining face made deformation increment be less than 10%.This made 1203 mining face more mined 0.23Mt coal than 1206 mining face, kept pedestrian roadway stable and obtained better economic profit.

coal pillar width; numerical simulation; mining influence; displacement variation rule; roadway for pressure relief

2013-12-27

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.04.020

国家自然科学基金煤炭联合基金重点资助项目(51134025)

杨仁树(1963-)，男，安徽和县人，教授，博士生导师，从事岩土工程和矿山建设工程教学与科研工作。

杨仁树，薛华俊，岳中文，等.曙光煤业大巷保安煤柱留设数值模拟研究[J].煤矿开采，2014，19(4)：63-67.

TD323

A

1006-6225(2014)04-0063-05