同忻煤矿综放工作面护巷煤柱尺寸研究

闫 捷

(同煤国电同忻煤矿有限公司)

工程类比法、理论计算法、数值模拟法及现场测量法是当前确定煤柱宽度的4种主要方法[1-4]，其适用范围不同。工程类比法测量比较简单，即按照物体类型进行类比测量，但是遇到比较复杂的工程地质时难以准确测量，往往缺乏高科学性及针对性。理论计算法是根据岩柱稳定极限平衡理论计算公式进行确定的方法，但是在实际操作中，相关参数值很难获得，不能完全反映客观实际情况。数值模拟法是利用有限元计算软件对不同宽度煤柱巷道的变形和应力进行计算和分析，与上述2种方法相比较，该方法具有较好的灵活性和便捷性，但对复杂条件下的计算情况进行仿真计算时，不能完全满足实际条件，所以也存在一定的局限性。现场测量法是通过安装在煤柱中的测探器测量支承压力分布及围岩变形，比较分析监测数据，可靠性高，但很难实现对不同煤柱宽度的应力现场监测，无法进一步观察巷道变形情况。以上方法都有优点和缺点,在实际煤柱宽度设计中，相关工作者要采用多种方法相结合，以求得最优解。同时，结合科学计算理论和数值计算的灵活性，最终确定煤柱的合理宽度。

1 工程概况

同忻煤矿是千万吨级矿井。目前正在开采8106工作面，采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采方法，煤层平均厚15.3 m，采高为3.9 m，放煤厚度为11.4 m，倾斜长193 m，可采走向长1 406 m。8106工作面紧邻8105和8107工作面。由于同忻矿受口泉断裂和双系两硬开采条件的影响，矿区内应力条件与构造运动较复杂，岩体中应力的集中与能量的积聚使地层结构对工程扰动的反应相对灵敏，矿压显现强烈，围岩易失稳[5]。开采过程中，区段护巷煤柱稳定性较差，煤壁片帮明显，导致回采巷道围岩变形严重，巷道底鼓较大，给安全高效生产带来了影响。

2 煤柱宽度理论计算

当前综放工作面多是采取沿煤层底板布置，随着开挖工作的进行，巷道由于煤形状的改变使得应力重新分布，煤体两侧受到破坏，并且该破坏力由外向内不断转移，直至弹性区边界，根据上述4种计算方法，这里采取极限平衡理论进行计算，煤层巷道塑性区宽度(应力极限平衡区宽度)R为

(1)

由于工作面回采在采空区边界也会引起围岩破碎，形成围岩塑性区，其宽度R0为

(2)

煤柱的极限强度σ1为

(3)

式中，h为巷道高度,m；λ为侧压系数；k为巷道周边的应力集中系数；K为回采引起的应力集中系数；γ为上覆岩层的平均容重,kN/m3；H为开采深度,m；Px为巷道支架对煤帮的支护强度,MPa；M为煤层开采厚度,m；φ0和C0为煤柱的内摩擦角和黏结力，(°),MPa。

通过研究发现，当采取煤柱保护巷道时，其采空区与回采巷道会在煤柱的两侧形成相应的变形区，这里将这2个变形区的宽度记为R0、R，在数据分析过程中可以发现，如果煤柱宽度B小于上述2个变形区宽度之和时，煤柱将失稳，最终崩塌，造成安全事故。同时应保持2倍巷道高度的煤柱中央弹性核。所以，使用煤柱来保证巷道稳定状态的宽度为

(4)

结合同忻矿的具体情况，h=3.6 m，λ=1.17，k=1.5～2，K=2～3，λH=13.8 MPa，Px=0 MPa，M=15.3 m，C0=2.05 MPa,φ0=55°,带入式(4)得出同忻矿煤柱稳定状态的宽度B≥(40.1～42.9) m。理论计算确定同忻矿煤柱宽度应不小于45 m。

3 煤柱宽度数值模拟计算

根据相关工作面的实际情况，利用FLAC3D数值模拟软件对不同宽度煤柱进行分析，以25 m宽度为基础研究值，以5 m递增量进行分析，最大为60 m，最终确定维持巷道稳定的最佳煤柱宽度。

3.1 模型建立及参数确定

数值计算模型剖面见图1，各岩层物理力学参数见表1，模型的尺寸及单元节点见表2。

图1 数值计算模型剖面

表1 煤岩层物理力学参数

表2 区段煤柱数值模拟参数

模型边界条件如下：

(1)在模型横向方向施加X轴约束力，则边界横向位移为零。

(2)在模型纵向方向施加Y轴约束力，则边界纵向位移为零。

(3)在模型底部方向施加三向约束力，则边界三向位移为零。

(4)模型顶部为自由边界。

结合该矿地应力测量结果及模拟工作面布置(图2)，经过计算可以确定在模型X轴方向施加21.2～16.5 MPa梯度应力，Y轴方向施加6.5～5.1 MPa梯度应力，上部施加11.3 MPa等效载荷，Z轴方向设定自重载荷。

图2 地应力方位与工作面对应关系

3.2 煤柱稳定性模拟结果及分析

3.2.1 塑性区分布特征

8106工作面不同煤柱宽度下煤柱弹塑性区模拟结果见图3。可以看出，当煤柱宽度为25 m时，根据相关数据可得采空区侧的塑性宽度较大，弹性区宽度较小。继续增加煤柱宽度，当煤柱宽度为30 m，采空区侧的塑性区范围进一步减少。当煤柱宽度由30 m增加到60 m时，煤柱内部的塑性区范围已经不会发生太大的改变，相反的是弹性区逐渐增加，这说明随着煤柱宽度的增加，超过一定临界值以后，煤柱会更加稳定，从而有利于巷道维护，但是增加了煤炭资源的损失。

图3 不同煤柱宽度围岩弹塑性区分布

3.2.2 应力分布特征

8106工作面内不同宽度煤柱及巷道周边垂直应力见图4。可以看出，由于受上区段工作面采动的影响，沿空巷道两侧均形成应力集中带，并且顶、底板呈现为拱状卸压带。随着煤柱宽度的加大，巷道顶底板所受支承压力逐渐减小，而煤柱中虽然存在一定的应力集中，但是应力集中程度逐渐降低。当煤柱宽度大于50 m时，煤柱中应力分布区域划分逐渐模糊，最大最小主应力差逐渐减小，煤柱在整个宽度方向上受力趋于均衡。

煤柱巷道侧不同距离应力分布曲线见图5。可以看出，当煤柱宽度较小时，煤柱中应力曲线以单峰曲线为主，煤柱宽度为25和30 m时，距离煤柱巷道侧边界5 m处的应力峰值分别为49和44.5 MPa。随着煤柱宽度继续增加，应力曲线转变为双峰曲线，巷道侧煤柱应力峰值逐渐减小，煤柱宽度为45 m，煤柱应力峰值为37.4 MPa，大于煤柱的极限抗压强度，围岩变形严重。当煤柱宽度达到50 m时，应力峰值为34.3 MPa，煤柱接近于稳定状态。当煤柱宽度达到60 m时，应力峰值为30.3 MPa。由式(3)计算得煤柱的极限抗压强度约35 MPa，当煤柱垂直应力高于煤柱的极限抗压强度时，煤柱将发生失稳，在不采取措施的情况下，煤柱不稳定，易引起临空巷道围岩变形与失稳。

3.2.3 回采巷道表面位移分析

不同煤柱宽度巷道表面位移变化情况见图6。可以看出，不同尺寸煤柱巷道的表面均产生位移，致使巷道变形严重。随着煤柱尺寸的增加，巷道表面位移呈近似线性降低。当煤柱宽度为50 m时，巷道顶板下沉量、回采侧帮移近量和煤柱侧帮移近量分别为401，162和267 mm，巷道基本处于安全稳定状态。

4 结 论

通过对同忻煤矿8106综放工作面不同宽度情况下煤柱模型的弹塑性区、垂直应力和表面位移分布规律研究发现，当煤柱宽度较小时，煤柱应力曲线为明显的单峰曲线，应力峰值较高，巷道变形严重；随着煤柱宽度增加，煤柱应力曲线由单峰转变为双峰，应力峰值逐渐降低，巷道变形量逐渐减小，当煤柱宽度达到50 m时，煤柱巷道侧应力峰值为34.3 MPa，低于煤柱的极限强度35 MPa，煤柱处于稳定状态。结合煤矿受区域构造的影响，围岩中积聚较大应力和能量，造成围岩易失稳。理论计算与数值模拟表明，同忻煤矿综放工作面区段护巷煤柱合理宽度不小于50 m。针对同忻煤矿实际地质条件，可以对煤柱进行卸压以达到优化煤柱宽度的目的。加强回采巷道本身的支护强度，提高其自身的维稳能力；改善煤柱的受力状态，缓解采空区侧覆岩运动对其稳定性造成的影响，如爆破切顶卸压，在顶抽巷中布置钻孔，利用爆破削弱采空区与待采区的顶板联系，缓解煤柱受力。

图4 不同煤柱宽度围岩垂直应力分布

图5 煤柱巷道侧不同距离应力分布曲线

图6 不同煤柱宽度巷道表面位移

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[3] 魏峰远,陈俊杰,邹友峰.影响保护煤柱尺寸留设的因素及其变化规律[J].煤炭科学技术,2006,34(10):85-87.

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[5] 于 斌，陈 蓥，韩 军．口泉断裂与同忻井田强矿压显现的关系[J].煤炭学报，2013,38(1)：73-77.