一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法.pdf

本发明公开了一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，采用理论计算、数值模拟及现场实测等多种手段确定了煤柱合理宽度，确定合理沿空掘巷位置，保证基本顶断裂线位于窄煤柱靠近采空区侧，确保了窄煤柱及巷道长期稳定性，一方面大幅度减少了巷道后期维护工程量及维护费用，另一方面保证了工作面的安全高效回采。因此，这种窄煤柱合理宽度的确定方法具有较高的理论意义和实践价值。

1.  一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，其特征在于，包括如下步 骤：
S1、理论计算确定窄煤柱宽度范围：基于地质条件，采用理论计算公式得 出窄煤柱宽度范围；
S2、采用数值模拟软件分析沿空掘巷窄煤柱合理宽度：通过工作面地质钻 孔柱状图，建立数值计算模型，根据步骤S1中理论计算结果，确定煤柱不同 宽度留设方案，通过模拟工作面开挖，监测不同宽度煤柱条件下的巷道围岩应 力应变规律，通过对比分析确定窄煤柱合理宽度；
S3、现场实测采空区侧基本顶断裂线位置：在矿井已回采工作面的轨道顺 槽或胶带顺槽内，向采空区侧上方岩层布置一定深度的不同角度的钻孔，并采 用钻孔窥视仪探测顶板岩层断裂情况，探测过程中要详细记录岩层裂隙分布特 征，基于工作面钻孔柱状图及岩层裂隙分布规律确定采空区侧基本顶断裂线的 位置，进一步得出基本顶断裂线位置距采空区边界的距离；
S4、综合理论计算结果、数值模拟分析结果、现场实测采空区侧基本顶断 裂线位置确定窄煤柱合理宽度，确定合理沿空掘巷位置，保证基本顶断裂线位 于窄煤柱靠近采空区侧。

2.  根据权利要求1所述的一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，其 特征在于，所述步骤S1中的计算公式为：

式中，B——煤柱宽度；B₁——邻近工作面回采后在采空侧煤体中产生的塑 性区宽度；B₂——锚杆有效长度，一般增加15％的富余系数；B₃——考虑煤层 厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(B₁+B₃)×(20％～40％)计算；K——应力集中 系数；H——巷道埋深；m——工作面采高；C——煤层界面的粘结力；A—— 塑性区与弹性区交界处侧压系数，A＝μ/(1-μ)，μ为泊松比；φ——煤层界面 摩擦角；P——支架、冒落矸石等对煤柱的侧向支护力；γ——上覆岩层平 均容重。

3.  根据权利要求1所述的一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，其 特征在于，所述窄煤柱宽度应大于基本顶断裂线位置距采空区边界的距离。

4.  根据权利要求1所述的一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，其 特征在于，所述步骤S3中在确定煤柱宽度时应避免断裂线在沿空巷道的正上 方。

一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法
技术领域
本发明涉及煤矿开采领域，具体涉及一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定 方法。
背景技术
随着煤矿采深的加大，巷道围岩应力越来越大，对巷道围岩稳定性控制提 出来更高的要求，同时带来了如冲击地压等安全隐患，因此留设合理宽度煤柱 对于工作面安全开采与采出率都有重要影响。一方面，煤柱宽度留设过大，煤 柱因处于固定支承压力峰值区域而发生强烈蠕变变形，造成巷道维护困难；同 时也势必影响采区回收率。另一方面，煤柱宽度留设过小，受二次采动影响时， 巷道断面收缩过大，影响工作面安全开采。因此，合理煤柱宽度的确定一直是 采矿工程研究的重点和难点。
发明内容
为解决上述问题，本发明提供了一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方 法，采用理论计算、数值模拟及现场实测等多种手段确定了煤柱合理宽度，确 定合理沿空掘巷位置，保证基本顶断裂线位于窄煤柱靠近采空区侧，确保了窄 煤柱及巷道长期稳定性。
为实现上述目的，本发明采取的技术方案为：
一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，包括如下步骤：
S1、理论计算确定窄煤柱宽度范围：基于地质条件，采用理论计算公式得 出窄煤柱宽度范围；
S2、采用数值模拟软件(FLAC，UDEC等)分析沿空掘巷窄煤柱合理宽度： 通过工作面地质钻孔柱状图，建立数值计算模型，根据步骤S1中理论计算结果， 确定煤柱不同宽度留设方案，通过模拟工作面开挖，监测不同宽度煤柱条件下 的巷道围岩应力应变规律，通过对比分析确定窄煤柱合理宽度；
S3、现场实测采空区侧基本顶断裂线位置：在矿井已回采工作面的轨道顺 槽或胶带顺槽内，向采空区侧上方岩层布置一定深度的不同角度的钻孔，并采 用钻孔窥视仪探测顶板岩层断裂情况，探测过程中要详细记录岩层裂隙分布特 征，基于工作面钻孔柱状图及岩层裂隙分布规律确定采空区侧基本顶断裂线的 位置，进一步得出基本顶断裂线位置距采空区边界的距离；
S4、综合理论计算结果、数值模拟分析结果、现场实测采空区侧基本顶断 裂线位置确定窄煤柱合理宽度，确定合理沿空掘巷位置，保证基本顶断裂线位 于窄煤柱靠近采空区侧。
其中，所述步骤S1中的计算公式为：
B＝B₁+B₂+B₃，
式中，B——煤柱宽度；B₁——邻近工作面回采后在采空侧煤体中产生的塑 性区宽度；B₂——锚杆有效长度，一般增加15％的富余系数；Ｂ_３——考虑煤层 厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(B₁+B₃)×(20％～40％)计算；Ｋ——应力集中 系数；Ｈ——巷道埋深；m——工作面采高；Ｃ——煤层界面的粘结力；A—— 塑性区与弹性区交界处侧压系数，A＝μ/(1-μ)，μ为泊松比；φ——煤层界面 摩擦角；P——支架、冒落矸石等对煤柱的侧向支护力；γ——上覆岩层平 均容重。
其中，所述窄煤柱宽度应大于基本顶断裂线位置距采空区边界的距离。
本发明具有以下有益效果：
采用理论计算、数值模拟及现场实测等多种手段确定了煤柱合理宽度，确 定合理沿空掘巷位置，保证基本顶断裂线位于窄煤柱靠近采空区侧，确保了窄 煤柱及巷道长期稳定性，一方面大幅度减少了巷道后期维护工程量及维护费 用，另一方面保证了工作面的安全高效回采。因此，这种窄煤柱合理宽度的确 定方法具有较高的理论意义和实践价值。
附图说明
图1为本发明一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中基本顶相对沿 空巷道的断裂位置图。
图2为本发明一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中合理煤柱宽度 计算图。
图3为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中顶底板 岩性综合柱状图。
图4为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中巷道围 岩变形规律示意图。
图5为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中煤柱应 力应变规律示意图。
图6为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中煤柱底 板垂直应力分布规律示意图。
图7为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中钻孔布 置方式示意图。
图中：1-8102采空区、2-8102轨道运输巷；3-8103轨道运输巷；4-8106 采空区；5-8106胶带运；6-8105胶带运输巷；
图8为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中钻孔布 置参数示意图。
图9为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中钻孔裂 隙截图示意图。
图10为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中实测结 果示意图。
图11为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中体内应 力规律示意图。
图12为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中锚杆锚 索工况示意图。
图13为本发明实施例一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法中实施效 果示意图。
具体实施方式
为了使本发明的目的及优点更加清楚明白，以下结合实施例对本发明进行 进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明， 并不用于限定本发明。
本发明实施例提供了一种沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定方法，包括如下 步骤：
S1、理论计算确定窄煤柱宽度范围：基于地质条件，采用理论计算公式得 出窄煤柱宽度范围；
S2、采用数值模拟软件(FLAC，UDEC等)分析沿空掘巷窄煤柱合理宽度： 通过工作面地质钻孔柱状图，建立数值计算模型，根据步骤S1中理论计算结果， 确定煤柱不同宽度留设方案，通过模拟工作面开挖，监测不同宽度煤柱条件下 的巷道围岩应力应变规律，通过对比分析确定窄煤柱合理宽度；
S3、现场实测采空区侧基本顶断裂线位置：在矿井已回采工作面的轨道顺 槽或胶带顺槽内，向采空区侧上方岩层布置一定深度的不同角度的钻孔，并采 用钻孔窥视仪探测顶板岩层断裂情况，探测过程中要详细记录岩层裂隙分布特 征，基于工作面钻孔柱状图及岩层裂隙分布规律确定采空区侧基本顶断裂线的 位置，进一步得出基本顶断裂线位置距采空区边界的距离，所述窄煤柱宽度应 大于基本顶断裂线位置距采空区边界的距离，其中，根据基本顶在沿空巷道上 方不同断裂位置，王红胜将沿空巷道上覆基本顶断裂结构分为三种形式，见图 1所示。不同断裂结构条件下窄帮受力及变形规律存在较大差异，当上覆基本 顶断裂结构在巷道正上方时，窄煤柱受到的应力最大，在实体煤壁侧次之，在 窄煤柱外侧时最小。因此，在确定煤柱宽度时应避免断裂线在沿空巷道的正上 方。
S4、综合理论计算结果、数值模拟分析结果、现场实测采空区侧基本顶断 裂线位置确定窄煤柱合理宽度，确定合理沿空掘巷位置，保证基本顶断裂线位 于窄煤柱靠近采空区侧。
其中，所述步骤S1中的计算公式为：
B＝B₁+B₂+B₃，
式中，B——煤柱宽度；B₁——邻近工作面回采后在采空侧煤体中产生的塑 性区宽度；B₂——锚杆有效长度，一般增加15％的富余系数；B₃——考虑煤层 厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(B₁+B₃)×(20％～40％)计算；K——应力集中 系数；H——巷道埋深；m——工作面采高；C——煤层界面的粘结力；A—— 塑性区与弹性区交界处侧压系数，A＝μ/(1—μ)，μ为泊松比；φ——煤层界面 摩擦角；P——支架、冒落矸石等对煤柱的侧向支护力；γ——上覆岩层平 均容重。
实施例
1工程地质条件概况
某矿8105工作面走向长1 360m，采面长200m，综放开采，采高为3.2 m，采深为500m。8105工作面东部为曹家村煤柱，南部为8104采空区，西部 为8煤3条下山，北部为8106采空区。8煤厚度5.44-7.96m，平均5.90m， 倾角为4°，f＝2-3，赋存稳定。8煤直接顶板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹粉- 细粒砂岩，厚度0.00-6.55m，为易冒落的软弱不稳定顶板。基本顶为中～细 粒粉砂岩，属软弱-中等坚硬的较稳定顶板。底板为灰褐色铝土质泥岩，厚度 0.71-16.01m，为中等坚硬的较稳定底板，遇水膨胀、有底鼓现象。见图3 所示。
2巷道支护方案
轨道运输巷掘进断面为矩形，尺寸为宽×高＝4000mm×3000mm，提出采用 “左旋无纵筋高强螺纹钢树脂锚杆+高预紧力+锚索补强+梁网”联合支护技术控 制围岩变形
(1)锚杆：Φ×L＝20×2200mm，间排距为800×800mm。1节K2350树脂 锚固剂(置于钻孔顶端)，1节Z2350树脂锚固剂。顶板及两帮采用左旋无纵 筋高强锚杆。帮锚杆、顶板锚杆预紧力分别不低于80kN、100kN。
(2)锚索：为有效控制顶板及两帮的变形，均采用锚索补强支护。顶部 为Φ×L＝17.8×6200mm，两帮为Φ×Ｌ＝17.8×4200mm，均为“矩形”布置，间 排距均为2000×2000mm，预紧力不低于130kN。顶板锚索垂直顶板布置，帮锚 索分别向上、向下倾斜15°，2节K2350树脂锚固剂(置于钻孔顶端)，2节 Z2350树脂锚固剂。长度为300mm18号槽钢1块与100×100×10mm的平钢 板1块配合作为锚索托板。
(3)为了使锚杆更加发挥作用，形成“锚杆群”更有效地控制围岩变形， 在巷道两帮布置钢筋梁。为防止碎煤块掉落导致锚杆尾部“锚空”，巷道顶板 及两帮铺铁丝网，其规格为4800mm×1000mm。
(4)为保证锚杆(索)安装质量，锚杆施工器具采用MQT-130/2.8型气 动锚杆钻机和AQS-90型气动锚杆安装机，锚索采用MSY-180型手动锚索张拉 机具。
(5)设置必要的观测站，进行矿压观测，掌握巷道围岩变形及锚杆(索) 工作工况。
3理论计算分析
(1)合理煤柱宽度B计算。
B＝B₁+B₂+B₃
式中B——煤柱宽度，m；
Ｂ₁——邻近工作面回采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度，m。
B₂——锚杆有效长度，m取2.2m，一般增加15％的富余系数；
Ｂ_３——考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(B₁+B₃)×20％计算；
(2)Ｂ₁计算公式如下：

式中Ｋ——应力集中系数，取2.2；
H——巷道埋深，取500m；
m——工作面采高，取5.9m。
Ｃ——煤层界面的粘结力，取1.5MPa；
Ａ——塑性区与弹性区交界处侧压系数，A＝μ/(1-μ)，μ为泊松比，取 0.22；
φ——煤层界面摩擦角，28°；
P——支架、冒落矸石等对煤柱的侧向支护力，取P＝0；
γ——上覆岩层平均容重，26kN/m³；
计算得：
Ｂ₁＝3.70mＢ＝Ｂ₁+B₂+B₃＝7.48-8.73m
4数值模拟计算
(1)模拟方案
同样以X4钻孔柱状建立数值计算模型，采用非线性数值计算软件 FLAC^2D5.0对煤柱宽度进行了优化，围岩本构关系采用Mohr-Coulumb模型，煤 柱材料模型选用Burgers蠕变模型。为合理优化8105工作面轨道运输巷区段 煤柱宽度，提出了煤柱宽度为3，5，7，9，11，15m等6个方案。
(2)模拟结果及分析
巷道顶底板、两帮变形及煤柱应力应变监测结果见图4，5所示。
由图4，5可知，煤柱宽度为9-15m时，煤柱处于加速蠕变变形状态，巷 道变形破坏严重，难以承受上覆岩层载荷；煤柱宽度为3m时，煤柱破坏严重， 锚杆及锚索没有较坚实的着力基础，将致使围岩变形破坏严重，巷道维护困难； 5-7m煤柱宽度情况下，巷道变形在容许的范围内，尽管煤柱有一定程度的破 坏，但可以承受上覆岩层载荷，能够满足安全生产的要求，并且资源利用率高。
煤柱底板垂直应力分布规律见图6所示。由图6知，随着留设煤柱宽度增 加，煤柱底板垂直应力也随着增加，最大值分别为8.4，14.6，24.1，36.3， 40.5，45MPa，当煤柱宽度超过7m时，煤柱底板内垂直应力增加幅度大，窄 煤柱表现强烈的蠕变变形；同时巷道围岩变形强烈，表现为顶底板及两帮相对 移近量高达800-1 158mm。
煤柱蠕变特性试验分析
为进一步分析8煤蠕变特性，在8105工作面胶带平巷内645m处取煤样， 加工成标准试件，进行抗压强度测试、蠕变特性参数测试。测得8煤平均抗压 强度为17.95MPa；8煤处于稳定蠕变阶段的平均最大载荷为15.8MPa，而处 于加速蠕变阶段的平均载荷为17.6MPa。
结合煤样抗压强度及蠕变特性可以得出，煤柱宽度不宜过大，应合理确定 窄煤柱的宽度，以降低窄煤柱的应力场，使窄煤柱处于较低应力下发生稳定的 蠕变变形，避免其处于较高应力下发生加速蠕变变形而失稳破坏。
5基本顶断裂结构探测
(1)探测方案
为确定基本顶断裂线的位置，在8103轨道运输巷、8105胶带运输巷分别 向8102采空区、8106采空区各布置6个钻孔，采用YTJ20型钻孔窥视仪对上 覆岩层断裂结构进行探测。钻孔布置方式及钻孔参数分别见图7，8所示。
(2)探测结果
通过录像截图对比分析，钻孔无裂纹截、大裂纹、明显裂纹截图见图9 所示，探测结果见图10所示。由图10可知，大裂隙集中分布在靠近采空区侧 煤柱上方，距离煤柱边缘较近，离采空区边界最远分别为3.87，3.42m。有 明显裂纹分布区域逐渐远离8煤，主要分布在靠近采空区侧煤柱上方，远离煤 柱边缘。由前面分析可知，煤柱宽度不宜为3.42-3.87m，否则基本顶断裂线 正好位于沿空巷道正上方，造成巷道维护困难。
6工程应用效果
基于以上分析，确定8105轨道运输巷采用沿8104采空区边界掘进，留设 煤柱宽度为6.5m，并采用锚梁网索联合支护技术控制巷道围岩变形。为及时 掌握巷道围岩控制效果，在巷道内布置3个测站，对围岩表面位移、窄煤柱内 应力、锚杆工况等进行观测。
(1)巷道围岩表面位移变化规律
巷道掘进20d后围岩变形基本趋于稳定，顶底板、两帮最大移近量分别 为118，65mm。受采动影响时，顶底板、两帮最大移近量分别为200-420mm， 380-600mm。
(2)煤体应力变化规律
每个测站在实体煤壁内5m位置、窄煤柱内3m位置分别布置钻孔应力计， 钻孔应力计安装10-20d后围岩基本稳定，实体煤壁内5m处应力在4.9-5.6 MPa之间，煤柱内3m处应力在1.1-1.3MPa之间。3个测站监测结果见图11 所示。可见实体煤壁内、窄煤柱内应力水平较低，窄煤柱处于稳定蠕变变形。
(3)锚杆、锚索工况
锚杆、锚索安装后迅速承载，6d后载荷基本趋于稳定，顶板锚杆、锚索 承载力大，约为16-19MPa；两帮及实体煤帮锚索承载力较小，约为10-12MPa。 1号测站锚杆、锚索工况见图12所示。
8105工作面现已回采结束，在回采过程中，巷道没有进行二次维护并满 足工作面安全回采。巷道围岩控制效果见图13所示。
7结论
(1)应用理论计算合理煤柱宽度为7.48-8.73m。
(2)采用钻孔窥视技术对沿空巷道上覆基本顶断裂结构进行了探测，基 本顶断裂线位于实体煤壁内，距离采空区边界为3.42-3.87m，因此煤柱宽度 不宜为3.42-3.87m。
(3)随着煤柱宽度增加，煤柱中部及底板垂直应力也随着增加，煤柱中 部垂直应力为12.39-26.55MPa，煤柱底板垂直应力为8.4-45MPa，当煤柱宽 度超过7m时，煤柱中部及底板垂直应力增加幅度较大。煤柱宽度不宜过大， 否则窄煤柱表现出强烈加速蠕变变形，造成巷道维护困难。
(4)在8105工作面进行了工业性试验，采用了窄煤柱沿空掘巷，煤柱宽 度为6.5m，基本顶断裂线位于窄煤柱靠近采空区侧，避免了基本顶断裂线位 于巷道正上方。8105工作面已回采结束，实施效果显著优于8103工作面20m 煤柱围岩控制效果，取得了满意的技术经济效益。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通 技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以作出若干改进和润饰， 这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。