田偉鵬，崔佐軍，范小龍

(山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán)左云東古城煤業(yè)有限公司，山西 大同 037100)

0 引 言

我國(guó)山西省、陜西省、內(nèi)蒙古自治區(qū)等地的礦區(qū)普遍存在大量的8 m以上特厚煤層。這些礦區(qū)大多數(shù)選用留設(shè)20～40 m不等的寬煤柱護(hù)巷確保下區(qū)段回采巷道的穩(wěn)定性[1-5]。然而留設(shè)寬煤柱往往會(huì)導(dǎo)致巷道處于高支承壓力區(qū)，掘巷和回采期間巷道變形破壞會(huì)比較嚴(yán)重，巷道圍巖控制難度也隨之增加[6-8]。在特厚煤層條件下，留設(shè)寬煤柱也會(huì)導(dǎo)致煤炭資源的巨大浪費(fèi)。對(duì)于特厚煤層孤島綜放工作面來(lái)說(shuō)，若區(qū)段煤柱寬度留設(shè)不合理，極易造成在掘進(jìn)和回采期間沿空巷道圍巖發(fā)生嚴(yán)重的變形與破壞[9-12]。區(qū)段煤柱寬度選擇合理不僅可以保證巷道掘進(jìn)及回采時(shí)圍巖穩(wěn)定性，采用小煤柱護(hù)巷還可以大大提高煤炭資源回收率[13]。因此，特厚煤層孤島綜放工作面小煤柱沿空巷道合理煤柱寬度選擇已成為亟需解決的問(wèn)題。

在厚煤層及特厚煤層條件下沿空巷道合理煤柱寬度選擇研究方面，郭金剛等[14]以某礦8305工作面12.5 m特厚煤層為研究對(duì)象，根據(jù)內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)理論、極限平衡理論及數(shù)值模擬計(jì)算結(jié)果確定煤柱的合理寬度，并提出針對(duì)性圍巖控制技術(shù)；何富連等[15]以馬道頭煤礦14 m特厚煤層綜放沿空巷道為研究對(duì)象，推導(dǎo)出了采空區(qū)側(cè)向頂板破斷位置計(jì)算公式，并結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)具體工程地質(zhì)條件及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布規(guī)律最終確定了區(qū)段煤柱合理寬度并應(yīng)用；岳帥帥等[16]以塔山煤礦15 m特厚煤層工作面沿空巷道為研究對(duì)象，在通過(guò)理論推導(dǎo)及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)得到基本頂破斷位置的基礎(chǔ)上，深入分析掘巷前基本頂弧形三角塊結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定特征，最終確定合理煤柱寬度。

總體而言，我國(guó)許多學(xué)者已經(jīng)對(duì)8～15 m特厚煤層條件下巷道煤柱合理寬度進(jìn)行了大量的理論分析、數(shù)值模擬分析及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)研究，且取得了一些具有創(chuàng)新性、關(guān)鍵性的研究成果，研究發(fā)現(xiàn)煤層厚度與沿空掘巷護(hù)巷煤柱尺寸選擇及圍巖穩(wěn)定性密切相關(guān)，但現(xiàn)有研究中對(duì)于15～20 m的特厚煤層孤島綜放工作面小煤柱沿空巷道合理煤柱寬度選擇鮮有報(bào)道。本文以東古城煤業(yè)Z109工作面19 m特厚煤層孤島綜放工作面小煤柱沿空巷道為工程背景，采用理論計(jì)算分析與數(shù)值模擬研究確定工作面小煤柱沿空巷道合理煤柱寬度，并結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行驗(yàn)證分析。

1 工程概況

東古城煤業(yè)Z109綜放工作面為孤島工作面，其相鄰的Z103綜放工作面和Z106綜放工作面均回采完畢，工作面相對(duì)位置如圖1所示。Z109綜放工作面兩巷平均埋深約299 m，巷道斷面均為矩形，高3.0 m，寬4.5 m，沿22#煤層底板掘進(jìn)。22#煤層厚度為18.48～19.61 m，平均厚度為19.05 m，煤體單軸抗壓強(qiáng)度為14.97 MPa。煤體以半暗煤為主，半亮煤次之，條帶狀結(jié)構(gòu)，賦存穩(wěn)定，煤層硬度系數(shù)為1.6～2.0。22#煤層直接頂為粗粒砂巖，平均厚度為11.76 m；煤層底板為炭質(zhì)泥巖，平均厚度為1.03 m。Z109工作面煤層綜合柱狀示意圖如圖2所示。

圖1 孤島工作面布置圖Fig.1 Layout of island working face

圖2 Z109工作面煤層綜合柱狀示意圖Fig.2 Comprehensive column diagram of coal seam at Z109 working face

2 煤柱合理寬度理論計(jì)算

由已有的大量研究成果可知，合理的護(hù)巷煤柱寬度有利于更好地維護(hù)沿空巷道整體穩(wěn)定性。如果沿空巷道留設(shè)的護(hù)巷煤柱寬度過(guò)小，則容易造成煤柱在巷道側(cè)和采空區(qū)側(cè)形成的塑性破壞區(qū)寬度之和大于煤柱整體寬度，此時(shí)煤柱兩側(cè)的塑性破壞區(qū)將會(huì)貫通，導(dǎo)致煤柱破碎程度提高，承載能力下降，整體穩(wěn)定性變差。因此，通過(guò)理論計(jì)算得出煤柱在采空區(qū)側(cè)形成的塑性破壞區(qū)寬度對(duì)于指導(dǎo)沿空巷道護(hù)巷煤柱合理寬度選擇具有重要意義。合理的護(hù)巷煤柱寬度應(yīng)包含三部分，其中，x1、x2為采空區(qū)側(cè)煤柱塑性區(qū)寬度。上區(qū)段采空區(qū)會(huì)對(duì)其側(cè)向?qū)嶓w煤造成破壞并形成一定范圍的塑性破壞區(qū)，示意圖如圖3所示[17]。

圖3 煤柱寬度計(jì)算示意圖Fig.3 Diagram of coal pillar width calculation

通過(guò)極限平衡理論[18]，得到護(hù)巷煤柱合理寬度計(jì)算公式見(jiàn)式(1)。

B=x1+x2+x3

(1)

采空區(qū)側(cè)煤柱塑性區(qū)寬度計(jì)算公式見(jiàn)式(2)。

(2)

采煤厚度對(duì)煤柱塑性區(qū)寬度的安全穩(wěn)定性影響系數(shù)計(jì)算見(jiàn)式(3)。

x2=(0.15～0.35)(x1+x3)

(3)

式中：x3為錨桿支護(hù)有效長(zhǎng)度，x3=2.6 m；m為煤層采厚，m=19.05 m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=0.28；φ為煤體內(nèi)摩擦角，φ=38 °；C為煤體黏聚力，C=1.0 MPa；k為應(yīng)力集中系數(shù)，k=3.6；γ為上覆巖層容重，γ=25 kN/m3；H為埋深，H=299 m；px為支護(hù)阻力，px=2.0 MPa。經(jīng)計(jì)算，Z109工作面合理的護(hù)巷煤柱寬度為7.7～9.1 m。

3 煤柱合理寬度數(shù)值模擬研究

由于東古城煤業(yè)Z109工作面兩巷緊臨Z103工作面、Z106工作面采空區(qū)掘進(jìn)，因此掘進(jìn)期間會(huì)不可避免受到相鄰采空區(qū)側(cè)向支承壓力的影響，選擇合理的煤柱尺寸對(duì)于保障Z109工作面兩巷掘進(jìn)與回采時(shí)的穩(wěn)定具有重要意義。結(jié)合經(jīng)Z109工作面沿空巷道的具體工程地質(zhì)條件，模擬分析Z103工作面、Z106工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布規(guī)律、區(qū)段工作面巷道掘進(jìn)和工作面回采時(shí)沿空巷道圍巖及護(hù)巷煤柱變形及破壞特征，以此確定Z109工作面沿空巷道合理煤柱寬度。

3.1 數(shù)值計(jì)算模型及計(jì)算參數(shù)

圖4為利用FLAC3D軟件建立的東古城煤業(yè)Z109工作面精細(xì)化三維數(shù)值模型。 模型尺寸480 m×300 m×47 m，網(wǎng)格劃分為119 850個(gè)單元，計(jì)算模型采用應(yīng)變軟化(SS)本構(gòu)模型。根據(jù)工作面具體埋深，模型上邊界施加大小為7.5 MPa的上覆巖層載荷，底部、四周邊界均施加位移約束，水平方向側(cè)壓系數(shù)分別取1.2和0.8。開(kāi)挖方式為分布開(kāi)挖(每步開(kāi)挖20 m)，并且在每步開(kāi)挖完成后采用強(qiáng)度較弱的材料進(jìn)行充填，模擬實(shí)際工程中采空區(qū)頂板垮落及壓實(shí)的真實(shí)情況。在得到采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布規(guī)律后，分別模擬煤柱寬度為8 m、15 m、25 m、35 m和45 m時(shí)掘巷和回采期間沿空巷道圍巖及護(hù)巷煤柱的變形破壞特征，對(duì)比分析后確定Z109工作面沿空巷道合理煤柱寬度。

各巖層所用的計(jì)算參數(shù)及應(yīng)變軟化(SS)本構(gòu)模型軟化參數(shù)見(jiàn)表1，其中，E為體積模量，G為剪切模型，ρ為密度，C為黏聚力，φ為內(nèi)摩擦角，T為抗拉強(qiáng)度。

圖4 數(shù)值模擬計(jì)算模型Fig.4 Numerical simulation calculation model

表1 數(shù)值計(jì)算模型中巖層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Numerical calculation of rock physics and mechanics parameters in the model

3.2 孤島工作面圍巖應(yīng)力分布規(guī)律研究

相鄰工作面回采過(guò)程中，采空區(qū)側(cè)向老頂在實(shí)體煤上方發(fā)生破斷，形成弧形三角塊B，如圖5所示?；⌒稳菈KB的回轉(zhuǎn)下沉必然影響工作面煤體側(cè)向支承壓力的分布，由此產(chǎn)生的側(cè)向支承壓力可通過(guò)應(yīng)力值的大小分為應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)?；⌒稳菈KB回轉(zhuǎn)下沉運(yùn)動(dòng)將導(dǎo)致下方煤體應(yīng)力重新分布，應(yīng)力降低區(qū)的支承壓力主要來(lái)源于此，其值一般低于原巖應(yīng)力的大??；應(yīng)力增高區(qū)支承壓力的主要來(lái)源為實(shí)體煤上覆巖層破斷后，其載荷向下方煤體內(nèi)部轉(zhuǎn)移所造成的應(yīng)力集中；原巖應(yīng)力區(qū)為尚未受到煤層開(kāi)采擾動(dòng)影響的區(qū)域。

在回采Z103工作面和Z106工作面時(shí)，隨著工作面的推進(jìn)，對(duì)Z109工作面形成的側(cè)向支承壓力分布規(guī)律如圖6所示。從圖6中可以看出，煤柱側(cè)支承壓力峰值出現(xiàn)在12～13 m左右的位置處，大小為23.2 MPa，最大應(yīng)力集中系數(shù)為3.6。煤柱側(cè)應(yīng)力增高區(qū)域(應(yīng)力集中系數(shù)大于2.0)在30 m以上。由此可見(jiàn)，為了保障煤柱的穩(wěn)定性，減小巷道圍巖變形，巷道掘進(jìn)位置應(yīng)避免留設(shè)12～13 m的煤柱，以避開(kāi)應(yīng)力煤柱應(yīng)力峰值的影響。

圖5 Z103工作面回采后上覆巖層破斷結(jié)構(gòu)示意圖Fig.5 Schematic diagram of overlying strata fracture structure after Z103 face mining

圖6 孤島工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植家?guī)律Fig.6 Distribution law of lateral abutment pressure in island working face

3.3 掘巷后不同寬度煤柱留設(shè)方案結(jié)果分析

沿空巷道掘進(jìn)過(guò)程中所產(chǎn)生的擾動(dòng)應(yīng)力必然會(huì)對(duì)采空區(qū)側(cè)向支承壓力的平衡狀態(tài)產(chǎn)生影響，在上覆巖層不斷下沉和擠壓的過(guò)程中使得沿空巷道圍巖及護(hù)巷煤柱發(fā)生塑性破壞。圖7為留設(shè)5種不同寬度煤柱條件下巷道掘出后圍巖及煤柱塑性區(qū)云圖。從圖7中可以看出，當(dāng)煤柱分別留設(shè)8 m、15 m、25 m、35 m和45 m寬度時(shí)，巷道掘出后巷道兩幫未發(fā)生明顯破壞，但頂板均發(fā)生塑性破壞，破壞范圍為3～4 m，此時(shí)巷道頂板破碎不完整；采用不同寬度煤柱護(hù)巷時(shí)，巷道掘出后煤柱整體較為穩(wěn)定，僅在采空區(qū)側(cè)向4～5 m范圍內(nèi)發(fā)生塑性破壞，未與巷道頂板塑性區(qū)貫通，可以保證沿空巷道安全使用。

3.4 回采階段不同寬度煤柱留設(shè)方案結(jié)果分析

圖7 掘巷后不同寬度煤柱巷道圍巖及煤柱塑性區(qū)云圖Fig.7 Cloud image of surrounding rock and plastic zone of coal pillar roadway with different widths after excavation

圖8 工作面超前10 m處巷道圍巖及煤柱塑性區(qū)云圖Fig.8 Cloud image of roadway surrounding rock and coal pillar plastic zone 10 m ahead of working face

留設(shè)五種不同寬度護(hù)巷煤柱時(shí)工作面回采后超前10 m位置處巷道圍巖及煤柱塑性區(qū)云圖如圖8所示。從圖8中可以看出，采用不同寬度煤柱護(hù)巷時(shí)，工作面回采后巷道頂板均產(chǎn)生大面積塑性破壞；當(dāng)煤柱寬度為8 m和15 m時(shí)，工作面回采后煤柱受采空區(qū)頂板垮落影響發(fā)生嚴(yán)重剪切破壞，煤柱在巷道側(cè)和采空區(qū)側(cè)均有塑性破壞區(qū)形成，且塑性區(qū)范圍遍布整個(gè)煤柱，并與巷道頂板塑性破壞區(qū)貫通，此時(shí)煤柱僅靠殘余強(qiáng)度對(duì)頂板提供支撐力；當(dāng)煤柱寬度為25 m、35 m和45 m時(shí)，煤柱承載能力也隨著煤柱寬度增加逐漸增大，工作面回采后煤柱塑性破壞區(qū)僅在采空區(qū)側(cè)向?qū)嶓w煤淺部范圍內(nèi)發(fā)展，不再與巷道頂板塑性區(qū)貫通，此時(shí)煤柱整體穩(wěn)定性良好。

由上述數(shù)值模擬結(jié)果可知，當(dāng)留設(shè)8 m小煤柱時(shí)，巷道所處位置位于應(yīng)力降低區(qū)，因此在巷道掘進(jìn)過(guò)程中可以保證圍巖及煤柱整體穩(wěn)定性，Z109工作面回采時(shí)巷道圍巖及煤柱雖較為破碎，但由于此時(shí)巷道本身所受應(yīng)力較小，巷道圍巖穩(wěn)定可控性較高，因此通過(guò)采用增加支護(hù)強(qiáng)度的方式可以確保巷道圍巖穩(wěn)定；當(dāng)留設(shè)15 m中煤柱時(shí)，巷道所處位置位于應(yīng)力增高區(qū)，圍巖所受應(yīng)力較高，巷道圍巖控制難度較大，雖然在掘巷時(shí)巷道圍巖及煤柱破壞范圍較小，但在Z109工作面回采過(guò)程中即使增加支護(hù)強(qiáng)度也難以維持巷道圍巖穩(wěn)定；當(dāng)留設(shè)15 m以上大煤柱時(shí)，巷道所處位置位于原巖應(yīng)力區(qū)，此時(shí)巷道圍巖應(yīng)力較小，同時(shí)煤柱整體完整性及強(qiáng)度均可得到保證，因此巷道掘進(jìn)及回采期間圍巖及煤柱整體穩(wěn)定性較好，但煤柱留設(shè)寬度過(guò)大會(huì)導(dǎo)致煤炭資源的嚴(yán)重浪費(fèi)。通過(guò)綜合考慮理論計(jì)算及數(shù)值模擬的計(jì)算結(jié)果，以及最大限度提高煤炭資源回收率，確定Z109工作面沿空巷道護(hù)巷煤柱尺寸為8 m，但需要通過(guò)采用增加支護(hù)強(qiáng)度的方式來(lái)保證特厚煤層孤島綜放工作面小煤柱沿空巷道掘進(jìn)及回采期間的整體穩(wěn)定性。

4 工程應(yīng)用

4.1 支護(hù)方案與參數(shù)

Z109工作面沿空巷道斷面為矩形，巷道高度3 000 mm，寬度4 500 mm。為提高特厚煤層孤島綜放面小煤柱沿空巷道圍巖整體穩(wěn)定性，根據(jù)Z109工作面沿空巷道具體工程地質(zhì)條件，結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果，最終確定巷道圍巖支護(hù)方案與參數(shù)，巷道支護(hù)圖如圖9所示。

圖9 Z109工作面小煤柱沿空巷道支護(hù)圖Fig.9 Support diagram of gob side entry with small coal pillar in Z109 working face

1) 頂板支護(hù)參數(shù)。 錨桿選擇Φ22 mm×2 600 mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，屈服強(qiáng)度不低于335 MPa，錨桿間距為750 mm，每排布置6根錨桿，錨桿排距為1 000 mm；錨索選擇Φ21.8 mm×10 300 mm高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索，極限破斷拉力不低于607 kN，頂板錨索按照“3～2～3”的方式布置，錨索排距為1 000 mm，每排布置3根錨索時(shí)，錨索間距為1 500 mm；每排布置2根錨索時(shí)，錨索間距為2 000 mm。

2) 實(shí)體煤側(cè)幫支護(hù)參數(shù)。錨桿規(guī)格同頂板錨桿，錨桿間距為800 mm，每排每幫4根錨桿，錨桿排距為1 000 mm；錨索選擇Φ21.8 mm×6 300 mm鋼絞線錨索，每幫每排布置2根錨索，錨索間距為1 000 mm，排距為1 000 mm。

3) 煤柱側(cè)幫支護(hù)參數(shù)。錨桿規(guī)格及布置同實(shí)體煤側(cè)幫錨桿；錨索選擇Φ21.8×5 300 mm鋼絞線錨索，每幫每排布置2根錨索，錨索間距為1 000 mm，排距為1 000 mm。

4) 頂板和兩幫護(hù)表構(gòu)件分別采用Φ6.0 mm圓鋼加工的鋼筋網(wǎng)和10#鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)；頂板錨桿及煤柱側(cè)幫錨索采用W型鋼帶連接；W型鋼帶寬度280 mm，厚度4 mm；兩幫錨桿采用12#圓鋼梯子梁連接。巷道中頂、小煤柱側(cè)幫采用噴漿封閉，噴漿強(qiáng)度C20，厚度為100 mm。

4.2 礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果分析

為檢驗(yàn)上述護(hù)巷煤柱留設(shè)寬度的合理性，在Z109工作面沿空巷道布置監(jiān)測(cè)斷面，用于監(jiān)測(cè)掘進(jìn)和回采期間巷道頂?shù)装寮皟蓭臀灰屏浚O(jiān)測(cè)結(jié)果如圖10和圖11所示。從圖10和圖11中可以看出，Z109工作面沿空巷道掘進(jìn)后20 d內(nèi)頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟枯^大，變形速度較快；掘進(jìn)40 d后巷道圍巖變形速度逐漸變緩且趨于穩(wěn)定。巷道掘進(jìn)期間頂?shù)装遄畲笞冃瘟?8.6 mm，兩幫最大變形量68.1 mm。工作面回采期間頂?shù)装遄畲笞冃瘟?45.6 mm，兩幫變形量相對(duì)較大，最大值為378.5 mm?？傮w而言，巷道掘進(jìn)及回采期間圍巖變形量較小，護(hù)巷煤柱留設(shè)寬度選擇較為合理。

圖10 Z109工作面沿空巷道掘進(jìn)期間圍巖變形量Fig.10 Surrounding rock deformation during gob side entry of Z109 working face

圖11 Z109工作面沿空巷道回采期間圍巖變形量Fig.11 Surrounding rock deformation during mining of gob side entry of Z109 working face

5 結(jié) 論

本文利用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)等方法研究了東古城煤業(yè)Z109工作面19 m特厚煤層孤島綜放工作面小煤柱沿空巷道合理煤柱寬度，得出以下結(jié)論。

1) 基于極限平衡理論，并結(jié)合東古城煤礦Z109特厚煤層孤島綜放工作面工程地質(zhì)條件，計(jì)算得出工作面小煤柱沿空巷道煤柱留設(shè)理論寬度為7.7～9.1 m。

2) 數(shù)值模擬表明東古城煤業(yè)Z109孤島工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ逯滴恢脼?2～13 m；留設(shè)不同寬度煤柱條件下，巷道掘進(jìn)期間頂板均會(huì)發(fā)生塑性破壞；工作面回采期間，護(hù)巷煤柱破壞程度隨煤柱寬度的減小而增加；優(yōu)化確定了Z109工作面小煤柱沿空巷道合理煤柱尺寸為8 m。

3) 現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)表明，東古城煤業(yè)Z109孤島工作面小煤柱沿空巷道在留設(shè)8 m護(hù)巷煤柱條件下，巷道掘進(jìn)期間頂板最大下沉量為78.6 mm，兩幫最大變形量為68.1 mm；回采期間頂?shù)装遄畲笞冃瘟繛?45.6 mm，兩幫變形量相對(duì)較大，最大值為378.5 mm，取得了預(yù)期效果。