不同宽度煤柱下沿空掘巷数值模拟研究及应用

徐佑林，桂祥友，张 辉，4，郑 伟

（1.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013;2.毕节地区工业和能源委员会，贵州毕节 551700; 3.毕节学院采矿工程系，贵州毕节551700;4.中国矿业大学资源与安全工程学院，北京 100083;5.贵州大学矿业学院，贵州贵阳 550003）

不同宽度煤柱下沿空掘巷数值模拟研究及应用

徐佑林1，桂祥友2，3，张 辉1，4，郑 伟5

（1.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013;2.毕节地区工业和能源委员会，贵州毕节 551700; 3.毕节学院采矿工程系，贵州毕节551700;4.中国矿业大学资源与安全工程学院，北京 100083;5.贵州大学矿业学院，贵州贵阳 550003）

以山西潞宁煤矿工程地质条件为背景，对工作面回采后煤柱受力情况进行了理论分析。采用FLAC3D有限差分程序计算研究了不同宽度煤柱在煤岩体中的应力分布、位移场变化、塑性破坏及锚杆受力情况。模拟结果表明:不同宽度煤柱内部煤岩体应力集中系数、位移场、塑性区破坏以及锚杆受力情况都不相同。工作面回采后，靠近采空区一侧的3～8m范围内矿压显现严重，不宜布置巷道;当煤柱宽度超过10m时，变化就不再明显。研究成果为沿空掘巷巷道位置和支护方式的选择提供了参考依据。

应力集中;数值模拟;煤柱;沿空掘巷

留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，工作面之间留设护巷煤柱的主要目的是防止工作面漏风，阻挡采空区积水和维护巷道的稳定。随着开采深度的增加，留设的煤柱宽度越来越大，由此造成煤炭资源损失进一步加大，因此，沿空掘巷技术研究工作就显得极为重要。在工作面回采后，所留护巷煤柱内部将会出现应力集中、位移场变化和塑性破坏等现象。据已有的研究成果表明:煤柱发生以上对巷道起破坏作用的力学行为主要受煤柱尺寸、煤柱性质和围岩性质的影响［1］。

基于对不同宽度煤柱内部应力分布状态的分析，根据矿井条件建立数值模型，采用FLAC3D数值模拟软件，研究在不同宽度护巷煤柱下，沿空掘巷时工作面回采后煤柱在煤岩体中的应力场，位移场、塑性破坏区以及锚杆受力情况，对巷道布置和支护设计提供参考依据。

1 护巷煤柱分析

1.1 煤柱的载荷

目前国内外的学者都认为，护巷煤柱上所受的载荷是由煤柱上覆岩层重量以及煤柱一侧或两侧采空区悬露岩层转移到煤柱上的部分重量引起的［2］。单位长度煤柱上的总载荷P为:

式中，B为煤柱宽度，m;D为采空区宽度，m;H为巷道埋深，m;δ为采空区上覆岩层的垮落角;γ为上覆岩层平均体积力，kN/m3。

1.2 护巷煤柱宽度的理论计算

确定护巷煤柱宽度的理论计算方法很多，如按照煤柱的允许应力，煤柱能承受的极限荷载以及煤柱应力分布等。尽管方法很多，但是各种方法的基本观点却是统一的，都是以煤柱的宽度必须保证煤柱的极限载荷不超过其极限强度R。煤柱宽度的计算公式为:

2 工程概况

山西潞宁煤矿22109工作面西侧为3条下山大巷，分别为矿井轨道下山、胶带下山、总回风下山巷。22109工作面埋深约260m，22109回风巷、运输巷沿2号煤底板掘进，巷道断面为矩形，回风巷宽3.8m，高3.6m，运输巷宽4.5m，高3.4m，两条巷道长度均大约1300m。22109工作面回风巷与22107工作面采空区相邻，22107工作面于2008年4月回采完毕;22109工作面运输巷与22111工作面采空区相邻，22111工作面于2010年8月回采完毕，22109回风巷、运输巷掘进过程中将受到相邻未稳定采空区动压影响。22109工作面回风巷、运输巷位置见图1。2号煤平均煤层厚度变化不大，从4.5～5.8m，平均厚度4.9m;煤层倾角12～14°，平均为13°;煤层坚固性系数为3.5。

图1 22109工作面回风巷、运输巷位置

3 力学模型及计算参数

3.1 数值模型

数值模拟主要研究在留设煤柱宽度分别为5m、10m、15m情况下，2号煤22111工作面回采后煤柱的应力分布状态、水平和垂直位移场的变化、塑性破坏区分布及锚杆受力情况。数值模型见图2。数值计算采用摩尔－库仑本构模型，煤岩体物理力学参数见表1。

数值模型的边界条件为:四周采用铰支，底部采用固支，上部为自由边界。根据2004年潞宁煤矿2号煤顶板岩层的水压致裂地应力测量结果，最大水平主应力为14MPa，方向为N3.9°W;最小水平主应力为8.74MPa;根据埋深，计算出垂直主应力为9.45MPa。

图2 模型网格

表1 煤岩体物理力学参数

22109运输巷支护参数为:

（1）顶板支护 锚杆杆体为φ22mm左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，长度2400mm，杆尾螺纹为M24。树脂加长锚固，锚杆间距1000mm，排距1000mm，全部垂直顶板布置。

锚索材料为φ18.9mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6300mm，延伸率4%，锚固长度1900mm。锚索间距2000mm，排距2000mm，全部垂直顶板布置。

（2）巷帮支护 锚杆杆体为φ22mm左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，长度2400mm，杆尾螺纹为M24。树脂加长锚固，锚杆间距900mm，排距1000mm，全部垂直煤墙布置。

3.2 不同宽度煤柱模拟结果分析［3－5］

3.2.1 应力分析

22111工作面回采后，22109运输沿空掘巷，图3～图6为煤柱宽度分别为5m，10m，15m条件下锚杆支护下巷道围岩应力及变形特征模拟分析。

从图3～图6中可以看出:

（1）22111工作面回采后，22111回风巷外侧煤壁出现应力集中现象，主要表现为垂直应力场，最大值达到23MPa，应力集中区域在煤壁内3～8m的范围内 （如图3a所示）。因此，在沿空掘巷时必须避开该应力集中区才有利于巷道的维护。

图3 20111工作面回采后煤岩体应力分布特征

图4 留设5m煤柱时20111工作面回采后煤柱应力分布特征

图5 留设10m煤柱时20111工作面回采后煤柱应力分布特征

图6 留设15m煤柱时20111工作面回采后煤柱应力分布特征

（2）在煤柱宽度5m位置布置22109运输巷，巷道断面为4.5m×3.4m，该位置正好处于22111工作面回采后的应力集中区。22109运输巷掘进后应力集中区域向煤体转移并出现应力叠加现象，最大垂直应力26MPa。应力降低区超出锚杆支护的范围，说明在锚固区巷道围岩受到破坏，锚杆支护不能满足巷道支护的要求。

（3）随着22109运输巷与采空区间煤柱宽度的增大，垂直应力和水平应力叠加程度逐渐降低，最大垂直应力分别为 27.4MPa，24.4MPa，23.9MPa，23.4MPa，最 大水 平 应 力 分 别 为12.8MPa，11.87MPa，11.77MPa，11.46MPa。因此，在煤柱宽度增大到一定值后，集中应力最大值基本不变。

3.2.2 位移场分析

图7～图10分别为20111工作面回采后，22109运输巷沿空掘巷与20111工作面采空区间煤柱宽度分别为5m，10m，15m时的巷道围岩垂直位移场和水平位移场分布特征。

图7 20111工作面回采后煤岩体位移分布特征

图8 留设5m煤柱时20111工作面回采后煤柱位移分布特征

图9 留设10m煤柱时20111工作面回采后煤柱位移分布特征

从图7－图10中可以看出:

（1）22111工作面回采后，22111回风巷外侧煤壁下沉量大于100mm的区域主要集中在煤壁上部水平距离2～4m的范围内。同样，煤壁出现较大范围内水平位移，表现为大面积的片帮。

（2）当煤柱宽度为5m时，22109运输巷由于正好处于22111工作面回采后的应力集中区。开掘巷道后垂直位移场等值线向煤柱偏移，顶板下沉量超过50mm的区域覆盖了整个锚固区，顶板最大下沉量达到56.6mm，水平位移变化主要表现在煤柱帮，位移量达到50.2mm，而另一侧帮位移量在30mm左右。

（3）随着22109运输巷与采空区之间煤柱宽度的增大，垂直位移和水平位移受采空区的影响逐渐减小。当煤柱宽度分别为10m和15m时，巷道顶板最大下沉量分别为44.1mm和33.3mm;煤柱帮最大水平位移量分别为22.5mm，14.0mm，另一帮分别为15.4mm，13.2mm。表明煤柱宽度大于10m时顶板和两帮位移量显著减小，采空区对巷道影响明显减弱。

图10 留设15m煤柱时20111工作面回采后煤柱位移分布特征

3.2.3 塑性破坏及锚杆受力特征分析

图11为20111工作面回采后，22109运输巷沿空掘巷在煤柱宽度分别为5m，10m，15m时巷道围岩的塑性破坏区分布及锚杆锚索受力特征。

从图中可以看出:22111工作面回采后，煤壁水平破坏范围约3～5m。当煤柱宽度为5m时，煤柱全部处于塑性破坏状态。随着煤柱宽度的增大，采空区对运输巷的影响逐渐减小，当煤柱宽度大于10m时采空区对运输巷的塑性破坏几乎不产生影响。锚杆锚索最大受力分别为27.9kN，21.15kN，20.1kN，从锚杆锚索受力上来看，煤柱宽度大于10m时锚杆锚索最大受力变化较小。

图11 塑性破坏区分布及锚杆受力分析

4 结论

（1）以潞宁煤矿工程地质条件为背景，采用数值模拟的方法，计算分析了不同宽度煤柱内部煤岩体中的应力场、位移场、塑性破坏区分布特征及锚杆受力变化特征。

（2）工作面回采后，22111回风巷外侧煤壁出现应力集中现象，主要表现为垂直应力场，最大值达到23MPa，应力集中区域在煤壁内3～8m范围，煤壁水平破坏范围约3～5m。因此，在沿空掘巷时必须避开该应力集中区和煤壁破坏区才能有利于巷道的维护。在煤柱宽度5m时布置22109运输巷，5m宽的煤柱全部处于塑性破坏状态。随着煤柱宽度的增大，采空区对运输巷的影响逐渐减小，当煤柱宽度大于10m时采空区对运输巷的塑性破坏几乎不产生影响，因此，从节约资源，提高煤矿效益出发，22109运输巷预留10m煤柱在目前支护条件下完全可以达到巷道服务的要求。

［1］陆士良.无煤柱护巷的矿压显现［M］.北京:煤炭工业出版社，1983.

［2］钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2004.

［3］康红普.回采巷道锚杆支护影响因素的FLAC分析［J］.岩石力学与工程学报，1999，18（5）:534－537.

［4］王永秀，齐庆新，陈 兵，等.煤柱应力分布规律的数值模拟分析.煤炭科学技术，2004，32（10）:59－62.

［5］张 辉.近距离煤层采空区下回采巷道位置优化与控制［J］.河南理工大学学报，2010（2）.

Numerical Simulation of Driving Roadway along Gob with Different Wide Coal-pillars and Its Application

XU You-lin1，GUIXiang-you2，3，ZHANG Hui1，4，ZHENGWei5

（1.Coal Mining＆Designing Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China; 2.Industry＆Energy Committee of Bijie District，Bijie 551700，China;3.Mining Department，Bijie College，Bijie 551700，China; 4.Resources＆Safety School，China University of Mining＆Technology，Beijing 100083，China;5.Mining School，Guizhou University，Guiyang 550003，China）

Taking the geological condition of Luning Colliery as example，this paper analyzed stress state of coal pillar aftermining by theoreticalmethod Applying FLAC3D，It researched stress distribution，displacement，plastic damage and stress state of anchored bolts under the condition of differentwide coal pillars Results showed thatstress concentration coefficient，displacement field，plastic damage zone and stress state of anchored boltwere varied with differentwide coal pillars Aftermining，underground pressure behaviorwas serious at the range of3-8m along gob，so itwas unfit for roadway location When the pillarwidth was over10m，the variation was not clear This provided reference for selecting roadway location and supportingmanner.

stress concentration;numerical simulation;coal pillar;driving roadway along gob

TD822.3

A

1006-6225（2011）05-0047-05

2011－05－24

“十一五”国家科技支撑计划课题 （2008BAB36B07）

徐佑林 （1983－），男，贵州贵阳人，博士研究生，研究方向为矿山压力与巷道支护。

［责任编辑:姜鹏飞］