复合顶板窄煤柱沿空掘巷技术探讨

陈淼明，王 永，陈 志，王洪明

（湖南科技大学 煤矿安全开采技术湖南省重点实验室，湖南 湘潭411201）

复合顶板窄煤柱沿空掘巷技术探讨

陈淼明，王 永，陈 志，王洪明

（湖南科技大学 煤矿安全开采技术湖南省重点实验室，湖南 湘潭411201）

阐述了窄煤柱沿空掘巷实质；依据某矿双巷掘进的实际情况,采用岩层控制理论和数值模拟等方法,对某矿复合顶板巷道沿空掘巷技术进行探讨；对窄煤柱沿空掘巷的可行性和煤柱稳定性进行了研究；依据不同宽度的窄煤柱与巷道围岩变形量的关系,确定了合理的窄煤柱宽度。研究结果表明，窄煤柱沿空掘巷的关键是煤柱宽度的合理确定.随着煤柱宽度的加大,顶底板位移量减小,围岩整体变形量呈减小趋势,结合极限平衡理论计算,最终确定窄煤柱的合理宽度为6m。

复合顶板；窄煤柱；沿空掘巷；锚杆支护；数值模拟

某矿28111风巷埋深约170m，巷道所在煤层倾角5°～15°，平均6.5°，为近水平煤层，采厚2.2 m。28111风巷与相邻的2811工作面运巷之间留有12m宽的煤柱。鉴于煤炭资源紧张，大宽度煤柱不利于提高采出率、浪费了宝贵煤炭资源。且该矿开采深度不足200 m，矿山压力并不大，完全可以尝试窄煤柱沿空掘巷，甚至是无煤柱护巷技术。本文运用岩层控制理论，借助工程力学和数值模拟等工具，对该矿复合顶板巷道沿空掘巷技术进行探讨，对窄煤柱沿空掘巷的可行性和煤柱稳定性进行了研究，为该矿尝试窄煤柱沿空掘巷技术提供理论依据。

1 窄煤柱沿空掘巷理论分析

1.1 沿空掘巷实质

近几十年来，国内外对沿空掘巷开展了大量的研究工作[1-5]，推动了沿空掘巷技术的发展。同时随着锚杆支护技术的推广，传统采掘体系中为回采工作面留设大煤柱的做法，正在逐渐被窄煤柱沿空掘巷所取代。窄煤柱沿空掘巷的实质[6]是：沿上工作面采空区边缘留窄煤柱(1m～6m)掘进巷道。其围岩控制的中心思想基于“巷道布置在采空区侧的低应力区，同时窄煤柱有一定的自承能力”。研究得到沿空掘巷窄煤柱留设的一般原则[5]：将巷道布置在应力降低区内，煤柱应尽可能窄，保证采出率高；窄煤柱内部无明显的应力集中，应有稳定的区域。

1.2 煤柱宽度理论计算

窄煤柱沿空掘巷的关键是煤柱宽度的合理确定。为减小巷道围岩变形、保证巷道稳定、并减少煤炭资源损失，煤柱宽度应尽可能小一些。然而因窄煤柱两侧存在破碎区，且受下一个工作面采动影响，煤柱两侧的破碎区向煤柱中心发展，窄煤柱产生很大的塑性变形。如果煤柱过窄，煤柱中心将均为破碎区和塑性区，没有稳定的区域。其稳定性和承载能力极低，使帮锚杆安设在破碎围岩中，锚杆无着力基础，锚固力减弱，严重影响巷道支护效果。如果煤柱过宽，既不利于减小煤炭资源损失，又容易形成应力集中，影响巷道围岩的稳定。因此，煤柱必须有一个合理的宽度，使沿空掘巷处于应力降低区，既能保证巷道支护体载荷小，又能保证巷道围岩变形量较小，还可减少煤炭资源损失[6-9]。

通过极限平衡理论研究认为， 合理的最小煤柱宽度B为[6]:

式中：x1为因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破碎区，其宽度按式（2）[10]计算；x2为巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度,再增加15%的富裕系数，m；x3为考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数,按0.2(x1+x2)计算。

式中：m为上下区段平巷高度，m；A为侧压系数，A=μ/（1-μ）；μ为泊松比；φ0为煤体的内摩擦角°；C0为为煤体的粘聚力，MPa；k为应力集中系数，3左右；γ为岩层平均容重，kN/m；H为巷道埋藏深度，m；Px对煤帮的支护阻力，如上区段采空区侧支护已拆除，可取Px=0。

将各参数 x2=2 m，m=2 m，A=0.25，φ0=35°，C0=17.24 MPa，k=2.5，γ=25 kN/m，H=170 m，Px取为0，代入上式求得B=5.36m。

1.3 A.H.Wilson理论检验[11]

英国A.H.Wilson通过对煤柱加载试验，发现煤柱的应力是随着加载而变化的.从煤柱边界到煤柱应力峰值这一区段，煤体应力已超过屈服点，并向采空区有一定量流动，这个区域称为屈服区。试验表明，屈服区宽度Y与开采深度H、开采厚度m有下列关系式

式中：Y为屈服区宽度，m；H为开采深度，m；m为开采厚度，m。

窄煤柱宽度a应满足以下关系：a≥2Y+S.

式中：S为煤柱区域宽度，取S=2 m；则有：a≥2Y+ S=2（0.005×2×170）+2=5.4m。

运用A.H.Wilson理论检验的与极限平衡理论计算的煤柱宽度基本一致，实际选取护巷窄煤柱宽度6m。

1.4 Flac数值模拟分析

相对于现场实验，数值模拟可以考虑更多的影响因素，并经对比分析可得较优方案。利用美国Itasca公司的有限差分软件FLAC—2D5.0对某矿28111风巷不同窄煤柱(1 m～8 m)宽度时，巷道围岩变形量进行了分析。模拟中所用煤岩物理力学参数见表1。图1是按某矿28111风巷现场实际现有支护方案，建立的数值模拟模型。计算中分别选取窄煤柱宽度为3 m、4 m、5 m、6 m、8 m五个方案，对巷道在掘进后的实体煤帮、窄煤柱帮、顶板下沉、底臌量进行研究，图2是巷道围岩变形量对比图。

由图2知，随着煤柱宽度的加大，巷道顶底板、煤帮变形量均有所减小，围岩整体变形量呈减小趋势。窄煤柱一侧围岩变形基本大于实体煤一侧。当煤柱宽度由3m增到5m的过程中，巷道围岩变形速率较大；当煤柱宽度在5 m～6 m之间变化时，巷道围岩变形速率减小，围岩变形量没有太大差别；当煤柱宽度继续增大，围岩变形量进一步减小，巷道稳定性进一步提高。

图3为28111风巷不同煤柱宽度下的竖直方向位移对比图。

表1 煤岩物理力学参数

图1 数值模拟模型示意图

图2 28111风巷掘出后围岩变形量

图3 Y方向位移等高线对比图

从图3可知，当煤柱宽度只有3m时，顶底板位移量很大，煤柱没有稳定的区域；当煤柱宽度增加到4m的候，顶底板位移量有所减小，煤柱依然没有稳定的区域；当煤柱宽度增到5 m和6 m时，顶底板位移量明显减小，煤柱出现稳定的区域且区域范围随着煤柱宽度的增加而增大；当煤柱宽度增到8 m时，顶底板位移量进一步减小，煤柱区域增大，但这些变化不是很明显，考虑到煤炭资源的损失，所以煤柱宽度应以5m～6m为宜，这与理论计算的煤柱宽度也相符。因此，结合理论计算与数值模拟分析结果，同时考虑采空区漏风与积水问题，选取窄煤柱宽度为6m。

2 结论

1）窄煤柱沿空掘巷的关键是煤柱宽度的合理确定。合理的煤柱宽度不仅可以提高煤炭资源的采出率，还可降低巷道维护难度、改善巷道维护状况。2）不同开采深度和采高下的沿空巷道，其护巷煤柱的屈服区范围不同，运用A.H.Wilson理论可以计算屈服区的范围。3）计算机数值模拟可完成因现场条件制约而无法实施的工作，且可分别模拟各种因素对护巷煤柱的影响，为确定煤柱合理宽度起到了很好的辅助和验证作用。4）数值模拟分析表明，随着煤柱宽度的加大，顶底板位移量减小，围岩整体变形量呈减小趋势，结合极限平衡理论计算，最终确定窄煤柱的合理宽度为6m。

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[4]Whittaker B N.Design and Stability of Pillar in Longwall Mining[J].Mining Engineer，1979，13:68-72.

[5]柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社，2006.

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Discussion on Driving along Goaf with Complex Roof and Narrow Coal Pillar

CHEN Miao-ming,WANG Yong,CHEN Zhi,WANG Hong-ming
(State Key Laboratory of Safety Mining Technology,Hunan University of Technology,Xiangtan Hunan411201)

The paper presents narrow coal pillars in driving along goaf.According to the real situation of double roadways driving in one mine,on the basis of strata control theory and numerical simulation,the driving along goaf technology is discussed.The feasibility and stability of the pillars are studied:based on the relation between the pillar's width and surrounding rocks'deformation,the reasonable width is determined.The findings show that the key to driving along goal with narrow pillars is the pillars'width.With the increase of the width,the roof displacement and the surrounding rock deformation decrease.Finally,the reasonable width is determined to be6m.

complex roof;narrow coal pillar;driving along goaf;bolt support;numerical simulation

TD322；TD263

A

1672-5050（2011）06-0022-03

2011-03-15

国家自然科学基金项目（50874042）；湖南科技大学研究生创新基金项目（S090101）资助。

陈淼明（1986—），男，广西岑溪人，硕士研究生，从事矿山巷道围岩控制工作。

刘新光