深部綜放大斷面沿空掘巷小煤柱尺寸優化及控制技術

蘇　海

(1.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京100083; 2.潞安集團余吾煤業有限責任公司，山西長治046103)

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深部綜放大斷面沿空掘巷小煤柱尺寸優化及控制技術

蘇海1，2

(1.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京100083; 2.潞安集團余吾煤業有限責任公司，山西長治046103)

［摘要］針對深部綜放大斷面沿空掘巷小煤柱寬度確定的難題，以東灘煤礦沿空巷道小煤柱尺寸確定為例，首先通過對小煤柱力學模型分析確定小煤柱寬度應大于2.74m;然后經過數值模擬研究不同尺寸小煤柱下巷道圍巖的變形規律，確定小煤柱合理尺寸為4m左右;提出合理的圍巖控制技術。現場試驗表明，生產期間小煤柱穩定性較好，沿空掘巷整體穩定，變形量得到了有效控制。

［關鍵詞］深部綜放;沿空掘巷;煤柱尺寸優化;控制技術

［引用格式］蘇海.深部綜放大斷面沿空掘巷小煤柱尺寸優化及控制技術［J］.煤礦開采，2015，20 (2) : 39－42.

隨著淺部煤炭資源的逐漸減少，我國東部大多數礦井都相繼進入深部開采階段［1］。深部開采由于受到高地應力和強烈開采擾動的影響，巷道變形量大、礦壓顯現劇烈，這對深部煤炭資源的安全高效開采造成了巨大威脅［2］。近年來沿空掘巷技術得到廣泛應用，但其巷道圍巖變形明顯大于寬煤柱護巷。合理的煤柱尺寸和穩定性是沿空掘巷穩定的關鍵，目前針對沿空掘巷合理位置及控制技術的研究較多［3－8］，而針對綜放大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度的確定研究較少。因此，本文以東灘煤礦1306綜放大斷面沿空掘巷為工程背景，采用理論分析確定窄煤柱寬度的合理范圍，然后通過FLAC3D數值模擬軟件研究不同尺寸煤柱下巷道圍巖的變形規律，確定出合理的煤柱尺寸，提出可靠的加固技術，在現場取得了良好的控制效果。

1　試驗巷道工程概況

東灘煤礦1306軌道巷位于一采區中部，巷道南鄰1305綜放面采空區，巷道平均埋深超過600m。1306工作面所采煤層為3煤，平均厚度9.0m，平均傾角6°，煤層堅固性系數f = 2～3。煤層結構復雜，內生裂隙發育，煤層沉積穩定，厚度變化較小。其頂底板情況如表1所示。

1306軌道巷斷面為梯形，沿煤層底板掘進，巷道掘進高度4.0m，下底掘進寬度5.2m，上底掘進寬度5.0m，掘進斷面面積S掘= 20.4m2。

2　合理煤柱尺寸的力學分析研究

窄煤柱的力學模型如圖1所示。假設沿空掘巷窄煤柱兩側受到大小相同的支護阻力p，τxy為煤層與巷道頂底板界面處的剪切應力，h為巷道高度; x1為巷幫至煤柱極限強度發生處的距離，σym為煤柱的極限強度(即支承壓力峰值) ;為煤體殘余強度; d為煤柱寬度。

圖1　窄煤柱幫力學模型

考慮到煤體的殘余強度后［9］，巷道煤柱側破碎區的寬度(即巷幫距煤柱極限強度發生處的距離) Ls:

式中，λ為側壓系數;φ0為煤體內摩擦角，(°) ;γ為上覆巖層平均容重，MN/m3; H為巷道埋深，m; c0為黏聚力，MPa。

由該公式計算出沿空掘巷護巷煤柱兩側破碎區的寬度Ls，若2Ls﹤d，則說明所選取的煤柱寬度符合要求;若2Ls﹥d，則說明整個煤柱都處于破碎狀態，錨桿錨固段處于破碎區煤體中，對圍巖的控制效果大大降低，不能有效控制巷道的變形。

以東灘煤礦1306軌道巷的地質條件為例，各參數的選取如下:沿空巷道高度h=3.8m;側壓系數λ= 0.41;煤體內摩擦角φ0= 30°;上覆巖層平均容重γ= 0.026MN/m3;巷道埋深H = 600m;黏聚力c0= 3.5MPa;殘余強度= 1.73MPa;巷道煤幫的支護阻力p = 0.09MN/m2。可得回采期間窄煤柱側破碎區寬度Ls= 1.37m，煤柱寬度d應大于2Ls，即煤柱寬度d應大于2.74m。

3　合理煤柱尺寸的數值模擬研究

為確定合理的煤柱尺寸，采用FLAC3D數值模擬軟件建立模型，模型尺寸為600m×240m×150m(長×寬×高)，巷道尺寸為5m×3.8m (寬×高)，在巷道周圍進行網格的局部細化，如圖2所示。分別模擬了3m，4m，5m和6m煤柱下沿空掘巷在掘進、回采期間圍巖的變形規律。模擬采用莫爾-庫侖(Mohr-Coulomb)屈服準則，所采用的煤巖層物理力學參數如表2所示。

圖2　數值計算模型

表2　各巖層物理力學參數

掘進期間不同尺寸煤柱下沿空掘巷水平位移云圖如圖3所示。

圖3　不同寬度煤柱下掘進期間沿空掘巷水平位移

回采期間不同尺寸煤柱下沿空掘巷水平位移云圖如圖4所示。

掘進、回采期間不同煤柱尺寸下沿空掘巷頂底板和兩幫的變形曲線如圖5，圖6所示。

由圖5，圖6可知:

(1)當煤柱寬度為3m，4m，5m和6m時，掘進期間窄煤柱幫最大水平位移分別為223mm，159mm，149mm和142mm，兩幫最大水平位移分別為340mm，270mm，256mm和242mm，頂底板最大變形量分別為427mm，294mm，263mm和254mm;回采期間窄煤柱幫最大水平位移分別為366mm，344mm，331mm和323.1mm，兩幫最大水平位移分別為1234mm，1034mm，978mm和930mm，頂底板最大移近量分別為655mm，541mm，503mm和489mm。

圖4　不同寬度煤柱下回采期間沿空掘巷水平位移

圖5　掘進期間兩幫和頂底板最大變形量

圖6　回采期間兩幫和頂底板最大變形量

(2)掘進、回采期間巷道變形量均隨著煤柱寬度的增加而減小，3m煤柱時巷道變形量最大，隨著煤柱寬度的增加，掘進時期兩幫水平位移降幅分別為70mm，14mm和14mm，回采時期兩幫水平位移降幅分別為200mm，56mm和48mm。3m與4m煤柱間圍巖變形量降幅最大; 5m，6m煤柱變形量變化較小。

綜合考慮模擬結果及提高資源采出率，所留設煤柱在保證圍巖穩定的同時尺寸不宜過大，因此確定合理的煤柱尺寸為4m左右。

4　沿空巷道圍巖加固技術

4.1圍巖控制原則

對于深部綜放沿空掘巷來說，合理有效的支護措施是采用多種支護手段及時進行支護，阻止圍巖破碎區的進一步發育，盡量保持巷道周邊圍巖的完整性，尤其是小煤柱，提高圍巖自身承載能力，同時允許一定的變形量，以緩解巷道周邊較高的應力集中。因此，為有效控制圍巖，保持沿空掘巷的穩定，提出以下控制原則:合理設計巷道斷面，允許適當的變形量;及時支護;采用高強度、大延伸率錨桿、錨索支護;保持圍巖穩定，提高圍巖承載能力;回采期間加強超前支護。

4.2沿空掘巷控制技術

東灘煤礦沿空掘巷原支護方式主要以錨桿支護為主，巷道在使用過程中煤柱失穩變形，兩幫變形量最大達4.3m，頂底板移近量最大達1.8m，巷道多次返修，大大增加了生產成本。因此，在原支護參數的基礎上，提出錨網帶與錨索聯合支護方式，如圖7所示。

圖7　1306軌道巷支護

4.2.1頂板支護

4.2.2小煤柱幫支護

4.2.3實體煤幫支護

5　沿空掘巷控制效果

為驗證上述支護方式及參數的支護效果，采用“十字”布點法在1306沿空巷布置位移監測點，監測結果如圖8、圖9所示。

圖8　掘進期間巷道表面位移隨距離變化曲線

圖9　回采期間巷道表面位移隨距離變化曲線

由圖8、圖9分析可知:

(1)掘進期間隨著測點遠離掘進迎頭，巷道變形逐漸增大并最終趨于穩定。巷道頂底移近量210mm，實體煤幫移近量67mm，小煤柱幫移近量273mm，兩幫移近量340mm。

(2)回采期間隨著測點和工作面距離的減小，圍巖變形逐漸增大。頂底移近速度最大可達到265mm/d，兩幫移近速度最大達到225mm/d，巷道頂底板最大移近量為755mm，兩幫最大移近量為1030mm?；夭善陂g應加強超前支護，使其滿足安全生產的需要。

6　結論

(1)對沿空掘巷窄煤柱的力學模型進行分析，計算出東灘煤礦1306軌道巷窄煤柱側破碎區寬度Ls=1.37m，煤柱寬度d應大于2Ls，即煤柱寬度d應大于2.74m。

(2)運用FLAC3D數值模擬軟件模擬3m，4m，5m和6m煤柱下圍巖的變形規律，得出3m與4m煤柱間位移降幅最大; 5m，6m煤柱間變形變化較小，由此確定合理的煤柱尺寸為4m左右。

(3)深部綜放大斷面沿空掘巷圍巖變形量大，小煤柱承載能力較低，易發生失穩變形。支護應確保小煤柱既要有較高的承載能力，又能夠適應頂板的下沉，起到“讓”的作用。

(4)沿空掘巷采用新的支護方案后，沿空巷道變形量均得到了有效控制，小煤柱穩定性好，沿空巷道整體穩定，能夠滿足正常生產的需要，為綜放開采的高產高效提供了保障。

［參考文獻］

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［8］趙國貞，馬占國，孫凱，等.小煤柱沿空掘巷圍巖變形控制機理研究［J］.采礦與安全工程學報，2010，27 (4) .

［9］馬傳樂.深部綜放沿空掘巷圍巖變形破壞特征及控制技術［D］.青島:山東科技大學，2014.

［責任編輯:林?。?/p>

Dimension Optimization of Small Coal-pillar for Protecting Large-section Roadway Driven along Gob in Deep Full-mechanized Caving Mining Face

SU Hai1，2

(1.Resources＆Safety Engineering School，China University of Mining＆Technology (Beijing)，Beijing 100083，China;
2.Yuwu Coal Industry Co.，Ltd.，Lu＇an Group，Changzhi 046103，China)

Abstract:In order to rational confirm width of coal-pillar for large-section roadway driven along gob in deep full-mechanized caving mining face of Dongtan Colliery，firstly，the width of small coal-pillar was calculated to shall be larger than 2.74m by mechanics model analysis，secondly，deformation rule of surrounding rock of roadway with different widths was simulated numerically to shall be about 4m.Rational control technology of surrounding rock was put forward.On-the-spot test showed that small coal-pillar in mining was wholly stable and roadway deformation was effectively controlled.

Keywords:deep full-mechanized caving mining; driving roadway along gob; dimension optimization of coal-pillar; control technology

［作者簡介］蘇海(1973－)，男，山西長治人，在讀博士生，高級工程師，余吾煤業公司總經理，從事煤礦管理工作。

［基金項目］國家自然科學基金青年科學基金資助項目(51104093)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.012

［收稿日期］2014－07－28

［中圖分類號］TD353

［文獻標識碼］A

［文章編號］1006-6225 (2015) 02-0039-04