特厚煤层动压巷道护巷煤柱合理宽度研究

雷银豹，晋智毅

(霍州煤电集团 庞庞塔煤矿，山西　临县　033200)



·试验研究·

特厚煤层动压巷道护巷煤柱合理宽度研究

雷银豹，晋智毅

(霍州煤电集团 庞庞塔煤矿，山西临县033200)

摘要针对某矿9#煤特厚煤层9-704综放工作面动压巷道在本工作面回采过程中，出现变形量过大难以控制的问题，采用理论分析、数值模拟及现场变形实测等手段对特厚煤层综放工作面区段动压煤柱应力分布和动压巷道变形进行研究。极限平衡法表明在该条件下动压巷道护巷煤柱宽度不应小于24.5 m.数值分析表明，煤柱宽度大于26 m时能够较好地控制煤柱的应力及变形，最终确定该动压巷道护巷煤柱宽度为26 m.现场实测表明，动压巷道变形过大的原因在于护巷煤柱留设宽度过窄。动压巷道护巷煤柱宽度的计算必须考虑煤柱沿相邻工作面采空区方向及本工作面方向塑性区的宽度。该研究对类似条件下动压巷道护巷煤柱的留设宽度具有一定借鉴意义。

关键词特厚煤层；综放开采；动压巷道；采动变形；煤柱宽度；极限平衡法；数值模拟；现场变形实测

回采巷道护巷煤柱的留设宽度是采矿工程中一项重要的课题，留设宽度过大，容易造成资源浪费；留设宽度过小，容易造成巷道失稳，进而影响安全以及高产高效开采。文献[1-4]针对特厚煤层综放开采沿空掘巷煤柱尺寸留设进行了较为系统的研究，研究结果表明，在一般条件下沿空掘巷的护巷煤柱尺寸在5～10 m能够保证巷道的稳定。但对于特厚煤层，受高强度开采以及采掘接替的影响，造成一类回采巷道与上一工作面“相向”施工，该类巷道受上一工作面及本工作面的采动影响，形成典型的动压巷道。而现有研究对该类地质及特殊施工条件下煤柱留设宽度较少涉及。某矿特厚煤层动压巷道在本工作面开采中变形过大，造成长距离的起底、扩帮，严重制约工作面高产高效。

本文采用极限平衡理论、离散元数值模拟以及现场实测，研究动压巷道煤柱应力分布及巷道变形量，最终对该条件下动压巷道护巷煤柱宽度进行确定。

1工程概况

某矿主采9号煤层，煤层平均厚度11.8 m，采用综采放顶煤一次采全厚的方法开采，割煤高度为3.2 m，放煤高度为9.6 m，工作面长度185 m，工作面走向长度2 076 m. 9-704工作面位于9#煤七采区，9-704工作面标高在+878～923 m，地面标高在+1 273～1 288 m；工作面北部为9-703综放工作面，南部为双叶则村保安煤柱，西部为已回采的9-702综放工作面，东部为未施工的9-706综放工作面。9-704工作面煤层柱状图见图1.

图1　9-704工作面煤层柱状图

9-7041巷在距9-702工作面回采结束前400 m时开始掘进，即9-7041巷道与9-702工作面相向施工，9-7041巷与9-702工作面之间留设8 m宽的护巷煤柱[2]. 本文以下将9-7041巷与9-7042巷分别称为动、静压巷道。

2动、静压巷道采动变形对比分析

为对动压巷道失稳原因进行分析，通过与本工作面另外1条静压巷道9-7042巷在支护条件、埋深以及距离工作面相同距离设立测点进行变形监测。并对2条巷道在本工作面采动变形监测结果进行对比，探讨动压巷道在本工作面回采过程中发生失稳的原因。

2.1动、静压巷道尺寸及支护参数

动压巷道为矩形断面，巷道毛宽5.2 m，净宽5.0 m，巷道毛高3.6 m，净高3.5 m. 采用锚网+W钢带+锚索支护，顶部选用d22 mm×2 500 mm左旋螺纹钢高强锚杆，帮部选用d20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间距800 mm、排距800 mm；顶部每3.2 m布置一组d21.8 mm×12.3 m锚索，1组3根。

静压巷道为矩形断面，巷道毛宽4.5 m，净宽4.3 m，巷道毛高3.4 m，净高3.3 m. 采用锚网+W钢带+锚索支护，顶部选用d22 mm×2 500 mm左旋螺纹钢高强锚杆，帮部选用d20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间距800 mm、排距800 mm；顶部每3.2 m布置1组d21.8 mm×12.3 m锚索，1组3根。

2.2动、静压巷道在本工作面开采中变形现场实测

为保证观测结果的可对比性，在动压巷道与静压巷道距工作面190～250 m处每隔10 m设立1个测点，对巷道表面位移进行观测。受观测条件限制两巷各测点在距离工作面20 m处停止观测。两巷不同测点巷道顶底板累计变形量见表1.

表1　两巷不同测点巷道顶底板累计变形量表

从表1可以看出，动压巷道的底鼓量远高于静压巷道，有的测点甚至高出1个数量级。动压巷道顶板下沉量略高于静压巷道。

两巷不同测点巷道两帮累计变形量见表2.

表 2　两巷不同测点巷道两帮累计变形量表

从表2可以看出，动压巷道的两帮变形主要来自于煤柱帮，煤柱帮的变形量远高于实体煤帮的变形量。静压巷道两帮的变形量相差不大，与动压巷道实体煤帮的变形量相差也不大，而且其绝对值也远小于动压巷道煤柱帮的变形量。

从工程概况中地面标高与工作面标高可知，动压巷道各测点的埋深最多比静压巷道多出80 m；从两巷的支护参数上来看，两巷的支护参数完全相同。

综上分析，可以认为动压巷道的大变形主要由煤柱引起，即煤柱留设宽度过小是其失稳的主要原因。

3动压巷道护巷煤柱宽度的确定

3.1理论分析

采动后护巷煤柱保持稳定的基本条件是：煤柱两侧产生塑性变形后，在煤柱的中部存在一定宽度的弹性核区，弹性核区的宽度L根据经验不应小于煤柱高度(煤层开采厚度)2倍[2]。因此，护巷煤柱保持稳定的宽度B可按下式计算：

(1)

式中：

R0、R1—分别为采空区周边、巷道煤柱的塑性区宽度,m;

2M—煤柱中部弹性区宽度，其中M为煤厚,m.

由极限平衡理论，可得煤柱塑性区宽度计算公式为：

(2)

对该矿动压巷道护巷煤柱塑性区宽度计算所需参数进行赋值，工作面采深H=400 m，煤层等效采高h=9.65 m，岩层容重γ=2.5 t/m3；煤层与顶底板岩层理交界面的黏聚力C0=0.75 MPa，内摩擦角取φ0=15°；煤体的黏聚力C=2 MPa，内摩擦角φ=28°，单轴抗压强度σc=8 MPa；屈服区与核区界面处的侧压系数λ=0.34，采动应力集中系数K=3.0,采空区侧煤柱按无支护计算，即Px=0.靠近巷道侧煤柱高度按巷道高度进行计算，煤柱高度取3.5 m.

将上述数据代入式(2)进行计算，根据极限平衡理论计算的煤柱内靠近采空区侧煤体的塑性区宽度R0和煤柱靠近巷道侧煤体的塑性区宽度R1分别为：

R0=11 mR1=6.5 m.

工作面等效采高M取巷道高度3.5 m，将R0、R1与M分别代入公式(1)，得出9-7041巷护巷煤柱宽度为24.5 m.

3.2数值模拟

3.2.1数值计算的模型建立

根据工作面综合柱状图，采用2D离散元软件UDEC建立计算模型。根据煤柱不同宽度建立15 m、17 m、20 m、23 m、26m、29 m、32 m，7个模型，整个模型尺寸宽300 m×高71 m，上边界载荷按采深400 m计算，模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定，采用摩尔-库伦模型进行计算。煤岩块体力学参数见表3.

表3　块体力学参数表

3.2.2数值计算结果及分析

煤柱内部应力分布见图2.

从图2可以看出：

1) 不同宽度煤柱垂直应力分布规律。垂直应力峰值都出现在沿采空区6～8 m处；垂直应力峰值随着煤柱宽度的增加在减小；当煤柱宽度小于20 m时，煤柱两侧支承压力叠加效应明显；当煤柱宽度大于23 m以后，煤柱两侧支承压力不再叠加；当煤柱宽度超过26 m以后，不论是29 m，还是32 m煤柱都不能再明显降低煤柱两侧的支承压力。

2) 水平应力分布规律。峰值均出现在沿采空区一侧6～8 m处；水平应力峰值随着煤柱宽度的增加在减小；当煤柱宽度超过26 m以后煤柱宽度的增加不能再明显降低两侧的支承压力。

所以，从煤柱应力分布角度考虑，动压巷道护巷煤柱的宽度不应小于26 m.

煤柱范围内位移分布见图3.

从图3可以看出：

1) 垂直位移沿煤柱分布规律。随着煤柱宽度的增加，垂直位移变小；当煤柱宽度小于20 m时，垂直位移量以煤柱中心呈对称分布；当煤柱宽度大于23 m时，煤柱沿采空侧位移大于沿巷道侧；当煤柱宽度大于26 m时，煤柱沿巷道侧位移远小于沿采空区位移，并且沿巷道侧位移200 mm以下，此时煤柱宽度的增加对煤柱沿巷道侧的位移影响不再明显。

2) 水平位移沿煤柱分布规律。正值表示向采空区方向移动，负值表示向巷道方向移动，煤柱的0位移点均在煤柱沿巷道侧10 m的位置；随着煤柱宽度的增加，煤柱沿巷道侧的位移都在减小，煤柱沿采空侧的位移变化不明显；当煤柱宽度增加到26 m以上时，沿巷道侧的位移接近300 mm，而且随着煤柱宽度的增加，位移几乎不再减小。

图3　煤柱范围内位移分布图

所以，从煤柱变形的角度来看，动压巷道的护巷煤柱宽度不应小于26 m.

4结论

1) 通过现场实测与本工作面另外一条回采巷道在采动期间的累计变形量，对比得出9-704工作面动压巷道失稳的原因为护巷煤柱尺寸过小。

2) 理论分析表明，靠近9-702工作面采空区侧煤柱塑性区宽度为11 m，靠近9-704工作面侧煤柱塑性区宽度为6.5 m，护巷煤柱保持稳定的宽度不应小于24.5 m.

3) 数值模拟分析得出， 当煤柱宽度大于26 m时，其宽度的增加对煤柱应力及变形减小不再有显著作用，而且此时煤柱的绝对变形量也不大。所以，认为该条件下动压巷道护巷煤柱的宽度不应小于26 m.

4) 该研究对类似矿区类动压巷道护巷煤柱留设具有一定借鉴意义。

参考文献

[1]王德超，李术才，王琦，等.深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(3):540-547.

[2]杜计平，孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2009:204-209.

[3]赵云虎.综放面沿空掘巷区段煤柱尺寸的优化研究[J].煤炭工程,2012(4):4-7.

[4]娄金福.特厚煤层综放沿空掘巷区段煤柱宽度优化研究与实践[G].综放开采30周年论文集,北京：煤炭工业出版社,2012:467-478.

Study on Reasonable Coal Pillar Width of Dynamic Pressure Roadway in Ultra Thick Coal Seam

LEI Yinbao, JIN Zhiyi

AbstractLimit equilibrium method shows that pillar width for roadway maintenance in dynamic pressure roadway should't be less than 24.5 m. Numerical analysis shows that it can better control the stress and deformation of coal pillar when the coal pillar width is greater than 26 m. Ultimately determines the pillar width for roadway maintenance in dynamic pressure roadway is 26 m. The field measurement shows that the deformation of dynamic pressure roadway is too large because of the coal pillars width is too narrow. For the similar condition, the width of coal pillar has certain reference significance. The calculation of pillar width for roadway maintenance in dynamic pressure roadway must consider the width of plastic zone along the direction of nearby working face goaf and the working face. The study has a certain reference significance for unexploited coal width for roadway maintenance in dynamic pressure roadway under the similar condition.

Key wordsUltra thick coal seam; Fully mechanized caving mining; Dynamic pressure roadway; Mining deformation; Width of coal pillar; Limit equilibrium method; Numerical simulation; Field deformation measurement

中图分类号：TD353

文献标识码：A

文章编号：1672-0652(2016)02-0023-04

作者简介：雷银豹(1985—)，男，山西大同人， 2007年毕业于大同大学，助理工程师，主要从事采掘技术管理工作(E-mail)ckyblei@163.com

收稿日期：2016-01-08