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Safety in Coal Mines 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 Vol.51No.11 Nov. 2020 中厚煤层综放开采窄小煤柱沿空掘巷技术 李林 1,2， 顾 伟 2， 刘世超2 （1.山西晋煤集团晟泰能源投资有限公司， 山西 晋城 048006； 2.中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室， 江苏 徐州 221116） 摘要以晋煤集团晟泰青洼煤业首次采用窄煤柱进行综放沿空掘巷技术为研究背景，选取 2203 综放工作面为试验区域， 采取理论分析、 数值模拟及工程实践相结合的方法， 通过煤柱自稳 能力及极限承载强度的计算得出煤柱范围值， 运用数值模拟分析了沿空巷道围岩应力分布及变 形的规律， 确定了 5 m 的窄煤柱宽度。 现场监测结果表明 经过合理支护后的沿空巷道顶板变形 量为 112～125 mm， 实体煤侧移进量 109 mm， 窄煤柱侧移进量 122 mm， 沿空巷道围岩控制效果 较好， 能够满足生产要求。 关键词 中厚煤层； 综放开采； 窄小煤柱； 沿空掘巷； 数值模拟 中图分类号 TD823.493文献标志码 B文章编号 1003-496X （2020 ） 11-0094-07 Gob-side Entry Driving Technology for Fully Mechanized Caving Mining Narrow and Small Coal Pillar in Medium and Thick Coal Seam LI Lin1,2, GU Wei2, LIU Shichao2 （1.Shanxi Jinmei Group Shengtai Energy Investment Co., Ltd., Jincheng 048006, China;2.State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Mining, China University of Mining and Technology, Xuzhou 221116, China） Abstract The research background is Shengtai Qingwa Coal Industry of Jinmei Group, which adopts narrow coal pillar for the first time to carry out goaf roadway excavation technology. The 2203 fully mechanized caving face was selected as the test area, by combining theoretical analysis, numerical simulation and engineering practice, the range value of coal pillar can be calculated by means of self-stabilizing capacity and ultimate bearing strength of coal pillar, numerical software was used to analyze the stress distribution and deation of surrounding rocks along the goaf roadway, and the width of the narrow pillar was determined to be 5 m; field monitoring results show that after the support, the roof deation along the goaf roadway is 112-125 mm, the side movement of the solid coal is 109 mm, and the side movement of the narrow pillar is 122 mm, the control effect of surrounding rock along the roadway is good and can meet the production requirements. Key words thick coal seam; fully mechanized caving mining; narrow coal pillar; gob side entry driving; numerical simulation. 留设较宽护巷煤柱使得煤炭资源损失严重， 且 煤柱上方的高应力诱发巷道严重变形；窄煤柱沿空 掘巷技术[1-2]可有效提高煤炭资源的回收率， 同时降 低工作面回采难度，将巷道布置在应力降低区， 可 以避免邻近工作面上覆岩层剧烈采动影响，有利于 巷道维护； 目前许多学者[3-6]对窄煤柱的研究已经有 较多成果， 王文才等[7]对大采高综放沿空掘巷窄煤 柱宽度进行研究； 陆通等[8]以复合结构顶板为研究 对象，对不同煤柱宽度下巷道变形破坏进行分析后 确定合理煤柱尺寸； 赵鹏翔等[9]开展倾斜煤层沿空 掘巷窄煤柱力学特征及尺寸效应分析，通过对巷道 肩角部位加强支护，保证了巷道整体稳定。但我国 煤矿地质条件差距较大为煤柱留设及巷道支护造成 较大困难，留设的窄煤柱宽度过小易造成煤柱破碎 DOI10.13347/ki.mkaq.2020.11.019 李林， 顾伟， 刘世超.中厚煤层综放开采窄小煤柱沿空掘巷技术 ［J］ .煤矿安全， 2020， 51 （11 ） 94-100. LI Lin, GU Wei, LIU Shichao. Gob-side Entry Driving Technology for Fully Mechanized Caving Mining Narrow and Small Coal Pillar in Medium and Thick Coal Seam［J］ . Safety in Coal Mines, 2020, 51 （11 ） 94-100.移动扫码阅读 基金项目 国家自然科学基金资助项目 （51304199） ； 煤炭资源与安 全开采国家重点实验室自主课题资助项目 （SKLCRSM19X014） 94 Safety in Coal Mines Vol.51No.11 Nov. 2020 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 图 2煤柱弹塑性区及应力分布图 Fig.2Coal pillar elastoplastic zone and stress distribution diagram 图 1工作面布置图 Fig.1Layout of working face 表 1顶底板力学参数测试汇总表 Table 1Summary table of mechanical parameters testing of roof and floor 试样 抗压强度 /MPa 抗拉强度 /MPa 弹性模量 /GPa 黏聚力 /MPa 直接顶54.155.839.406.36 2煤10.200.986.401.75 直接底30.592.7811.704.88 失稳等事故，宽度过大又会造成应力集中，使得巷 道变形严重，因而合理的煤柱既能够保持结构稳定 同时又不作为主要承载体，即保证煤柱具有自身稳 定性的同时内部又存在完整的结构体，青洼煤业 2203 工作面所采煤体较为破碎， 顶板不易垮落易造 成应力集中，需通过煤柱自稳能力及极限承载能力 计算得出煤柱尺寸范围，再根据数值模拟计算分析 不同窄煤柱尺寸及支护参数下围岩应力及变形的演 化规律，最终给出最优的窄煤柱尺寸及合理的支护 参数。 1工程概况 青洼矿位于沁水煤田西南部，主要含煤地层为 二叠系下统山西组和石炭系上统太原组， 该矿 2205 工作面为二采区首采工作面，西面为 2203 工作面， 当 2205 工作面回采稳定后，沿采空区掘进 2203 工 作面进风巷， 巷道宽 4.2 m， 高 2.7 m， 工作面布置如 图 1， 为了减少资源的浪费， 在 2203 工作面进行窄 煤柱沿空掘巷试采研究。工作面回采 2煤， 煤层埋 藏深度为 216.4～237.7 m， 煤层平均倾角 4.85， 平均 煤厚 4.66 m。 通过在 2205 工作面进行取样测试，得出煤、 直 接顶、 直接底的力学参数， 力学参数见表 1。 2沿空掘巷窄煤柱计算 煤柱的稳定是决定沿空巷道成败的关键[10-12]， 采用窄煤柱沿空掘巷技术，煤柱宽度要求具备如下 特征①处于应力降低区内的沿空巷道有利于煤柱 及巷道的稳定；②要能够保证锚杆的锚固作用， 即 煤柱帮锚杆的锚固端处于煤体结构相对稳定的区 域；③煤体应满足隔绝采空区透风即瓦斯渗漏等； 由此可知，留设的窄小煤柱不仅需要具备自稳能力 还需要有完整的结构特征。 2.1煤柱稳定尺寸理论分析 应力平衡由于工作面回采遭到破坏，待应力稳 定之后进行掘巷， 会对周围岩体造成二次破坏[13-14]， 回采空间和准采巷道由于受到应力的影响会在窄煤 柱两侧形成各自的塑性区，而煤柱中弹性区的存保 证了煤柱稳定性。煤柱弹塑性区及应力分布如图2。 由图 2 可知， 煤柱稳定最小宽度为 Bmin＞TcXT（1 ） 式中 Tc为窄煤柱侧塑性区宽度， m； T 为实体煤 侧塑性区宽度， m； X 为弹性区宽度， m； Bmin为煤柱最 小宽度， m。 根据塑性区计算公式可得 T hλ 2tanφ0 ln K1ρgH C0 tanφ0 C0 tanφ0 px λ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ （2 ） Tc Mλ 2tanφ0 ln K2ρgH C0 tanφ0 C0 tanφ0 ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ （3） 式中 λ 为侧压系数， 取 0.24； h 为巷道高度， 取 2.7 m； φ0为煤层内摩擦角，取 24.3； K1、 K2为掘进 95 Safety in Coal Mines 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 Vol.51No.11 Nov. 2020 表 2模拟方案 Table 2Simulation schemes 方案ⅠⅡⅢⅣⅤⅥⅦⅧ 煤柱宽度/m345678910 及回采时应力集中系数； M 为煤层厚度， 取 4.6 m； ρ 为上覆岩层平均密度，取 2.5 t/m3； C0为黏聚力， 取 1.75 MPa； H 为采深， 取 220 m； px为巷道支护强度。 将数据代入公式计算， 可以得到 BminTcT2.540.883.4（4） 综上所述， 为了保证煤柱的自稳能力， 煤柱最小 尺寸为 3.4 m。 2.2煤柱承载尺寸理论分析 窄煤柱由于自身强度和稳定性的限制而不能够 作为主要承载体，因此沿空巷道需要布置在采空区 边缘应力降低区，可有效提高资源利用率，同时减 小巷道压力，因此煤柱尺寸应小于极限承载强度下 的煤柱宽度[15] 煤柱极限强度公式 RRc0.7780.222 B h （）（5） σ（ （BD） H-D 2 cotδ/4） B ρg（6） 煤柱宽度公式 ρg 1 000B （BD） H- 1 4 D 2 cot （） δ Rc0.077 80.222 B h （）（7） 式中 R 为煤柱强度， MPa； Rc为单轴抗压强度， 10.2 MPa； B 为煤柱尺寸， m； h 为巷道高度， 2.7 m； ρ 为上覆岩层平均密度， 2.5 t/m3； σ 为煤柱极限强度， MPa； δ 为采空区上覆岩层垮落角， 30； H 为采深， 220 m； D 为巷道宽度， 4.2 m。 由式 （7） 计算出极限煤柱宽度约为 9.2 m。 根据上述理论分析，结合青洼煤业的实际地质 资料， 煤柱尺寸适宜选择在 3.4～9.2 m 之间， 为了保 证沿空巷道在掘进和回采过程中的安全稳定以及效 益的最大化，需要通过数值模拟软件得出最优尺寸 及支护参数。 3巷道围岩应力及变形模拟分析 采空区静压下的侧向应力分布特征如图 3。 由图 3 可知， 2205 工作面回采后，采空区侧垂 直应力先增大后减小， 采空区侧 0～2 m 范围内应力 低于原岩应力 （约为 5.5 MPa） ， 此段范围内煤体结 构破碎， 缺乏自稳能力， 在距采空区边缘 7 m 左右 出现应力峰值 （约为 33 MPa） ， 为 6 倍的原岩应力， 随后应力开始平缓下降，在距采空区边缘 38 m 左 右逐渐恢复至原岩应力， 因而煤柱宽度应选择在 3～ 7 m 之间。 3.1窄煤柱及围岩应力分布规律分析 在以上理论及侧向应力模拟计算分析的基础 上，为了尽可能全面的分析沿空掘巷后围岩应力的 演化规律， 设计了 8 个模拟方案 （表 2 ） ， 分析不同尺 寸煤柱条件下沿空掘巷的围岩应力分布特征。 3.1.1掘进期间围岩应力分布规律 不同尺寸煤柱在掘进期间围岩的应力云图及对 比曲线如图 4 和图 5。 1） 煤柱峰值应力随煤柱宽度的增大而增加， 由 10.8 MPa 增加到 38.4 MPa。 2） 当煤柱宽度为 3～4 m 时， 由于边缘煤体破碎， 使得窄煤柱整体稳定性较差； 煤柱宽度为 5 m 及以 上时，煤柱中部出现应力核区，结构完整且能够实 现自稳。 3） 煤柱宽度增加到 6 m 时， 应力峰值出现激增， 达到 20 MPa 以上， 为原岩应力的 3.6 倍， 沿空巷道 图 3采空区侧向应力分布 Fig.3Lateral stress distribution in goaf 96 Safety in Coal Mines Vol.51No.11 Nov. 2020 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 图 6回采期间不同煤柱尺寸巷道围岩应力分布云图 Fig.6Cloud maps of surrounding rock stress distribution of roadways with different coal pillars during mining 图 5掘进期间围岩应力分布对比曲线图 Fig.5Comparison curves of stress distribution of surrounding rock during driving 图 4掘进期间不同煤柱尺寸巷道围岩应力分布云图 Fig.4Cloud maps of surrounding rock stress distribution in tunnels with different coal pillar sizes during driving 围岩应力较大给支护造成困难。 3.1.2回采期间围岩应力分布规律 窄小煤柱在工作面回采过程中将经受动压的超 前影响， 因此需要对回采工作面超前应力峰值 （巷道 围岩应力最高） 处进行模拟分析。回采期间围岩应 力云图及对比曲线如图 6 和图 7。 1） 当煤柱宽度为 3～4 m 时， 煤柱结构破碎， 稳 定性较差； 当煤柱宽度为 5 m 以上时， 煤柱中心出 现的应力核区， 煤柱结构完整。 2） 当煤柱宽度为 7～10 m 时， 煤柱上方峰值应 97 Safety in Coal Mines 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 Vol.51No.11 Nov. 2020 图 10回采期间巷道围岩位移云图 Fig.10Cloud images of roadway wall rock displacement during mining 图 9掘巷期间巷道变形量对比曲线图 Fig.9Comparison curves of tunnel deation during tunneling 图 8掘进期间巷道围岩位移云图 Fig.8Displacement cloud images of roadway surrounding rock during driving 图 7回采期间围岩应力分布对比曲线图 Fig.7Comparison curves of stress distribution of surrounding rock during mining 力突增明显， 达到 31.2～50.2 MPa， 达到原岩应力的 5.67～9.13 倍， 高应力使得巷道所处环境较差， 支护 难度增加。 通过对巷道处于掘进及回采期内围岩应力分布 进行分析， 当留设 5～6 m 煤柱时， 煤柱及巷道的围 岩应力状况整体效果好。 3.2窄煤柱巷道变形规律分析 围岩的应力分布[16-17]能够反映煤柱及巷道应力 的重新分布状况和稳定性，而巷道的变形量则直接 反映出应力变化下的位移量，即应变状态，通过对 巷道变形的分析结合应力分布状态，可以明确窄煤 柱及巷道围岩的稳定性。 3.2.1掘进期间巷道变形分析 掘进期间巷道围岩位移云图及巷道变形量对比 曲线如图 8 和图 9。 1 ） 随着煤柱宽度的增加， 窄煤柱对上覆顶板支 撑作用增强，巷道顶板下沉量逐渐减小，从最大下 沉量 198 mm 减小为 140 mm。 2） 随着煤柱宽度的增加， 煤柱承载逐渐增大， 煤 柱帮变形量逐渐增大， 实体煤帮变形逐渐减小。 3.2.2回采期间巷道变形分析 回采期间巷道围岩位移云图及巷道变形量对比 曲线如图 10 和图 11。 1） 随着煤柱宽度的增加， 除了底鼓变形差别不 98 Safety in Coal Mines Vol.51No.11 Nov. 2020 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 图 12支护模拟及断面图 Fig.12Support simulation and cross-sectional view 图 11回采期间巷道变形量对比曲线图 Fig.11Comparison curves of roadway deation during mining 大外， 顶板下沉量、 两帮移近量均呈现减小趋势 （3～ 5 m 煤柱趋势明显） 。 2 ） 从 5 m 煤柱开始， 两帮移近量进入平稳状态， 5～10 m 煤柱变形量整体相差不大， 说明 5 m 以上煤 柱在回采过程中即可形成稳定的结构。 针对 2203 沿空巷道地质生产条件， 综合不同尺 寸煤柱下巷道围岩应力和变形规律的数值模拟分析， 结合理论计算的结果， 确定煤柱最优宽度为 5 m。 4支护设计 根据上述模拟分析可知窄煤柱及沿空巷道围岩 的破碎区和塑性区范围相对较大，需要通过合理的 锚杆锚索联合支护形式来改善围岩的结构，提高煤 柱的残余强度，减缓浅部围岩变形，保证巷道的稳 定性[18-20]。 通过对沿空巷道的支护模拟分析得出合理的支 护参数如下顶部锚杆选用 φ20 mm， L2.4 m 的无 纵筋高强度螺纹钢锚杆， 锚杆间排距 7 000 mm800 mm； 帮锚杆选用 φ20 mm， L2.2 m 高强度螺纹钢锚 杆，间排距 700 mm800 mm；顶锚索使用 φ17.8 mm7 300 mm 的锚索， 布置方式为 “2-1-2” ， 间排距 为 2 400 mm800 mm。支护断面如图 12。 5窄小煤柱沿空掘巷效果分析 1 ） 矿压监测结果分析。巷道掘进期间， 掘进工 作面后方 10～50 m 范围内， 巷道顶板变形量为 112～ 125 mm，巷道煤柱帮变形量大于实体煤帮变形量， 实体煤侧移进量 109 mm， 窄煤柱侧移进量 122 mm， 经过支护后巷道底鼓量不明显，底鼓量为 41 mm； 对顶、帮锚杆以及顶板锚索进行监测，锚杆初期变 化较大，稳定后锚杆受力基本在 110～130 kN 之间， 通过锚杆对上覆岩层的悬吊作用对巷道围岩起到主 动支护的作用， 顶板锚索最终平均受力为 223 kN， 由 支护过后的现场可知 窄小煤柱在经过合理支护后围 岩相对稳定，变形量小，能够满足实际的安全生产 需求。 2） 经济效益分析。2203 工作面留窄小煤柱沿空 掘巷长 400 m， 与以往采用留 20 m 保护煤柱的布置 方式相比较， 多回收的煤炭资源为 40 000 t， 按矿现 行原煤价格 （400 元/t ） 计算， 多回收的煤炭资源价值 1 600 万元。 6结论 1） 通过理论分析及数值模拟， 结合现场生产实 际， 留设 5 m 窄小煤柱， 通过合理有效支护， 能够满 足回采要求。 2） 通过现场应用， 掘进期内， 巷道顶板变形量为 112～125 mm， 煤柱两侧受力不均使得变形量存在差 异， 实体煤侧移进量 109 mm， 窄煤柱侧移进量 122 mm， 窄小煤柱巷道围岩安全稳定， 变形量小。 3） 综合上述理论模拟分析及现场实践， 2203 工 作面 5 m 窄煤柱沿空掘巷合理， 通过合理支护能够 有效控制围岩变形，研究成果可为相似地质条件沿 空掘巷提供积极参考。 参考文献 ［1］ 王伟， 王永峰， 石国文， 等.倾斜煤层沿空掘巷窄煤柱 99 Safety in Coal Mines 第 51 卷第 11 期 2020 年 11 月 Vol.51No.11 Nov. 2020 稳定与宽度优化研究 ［J］ .煤矿安全， 2019， 50 （7） 263-269. ［2］ 于嘉琦.综放沿空巷道窄煤柱稳定性分析及围岩控制 技术研究 ［J］ .煤矿现代化， 2020 （1） 139-141. ［3］ 蒋威， 鞠文君， 汪占领， 等.厚硬基本顶综放沿空巷道 受载变形机制研究 ［J］ .采矿与安全工程学报， 2020， 37 （2） 319-326. ［4］Yavuz H, Fowell R J. 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