根據(jù)煤層裂隙分布情況、結(jié)構(gòu)破壞程度以及承載能力，可將上區(qū)段巷幫外側(cè)煤體沿傾向依次劃分為嚴(yán)重破裂區(qū)（A）、破壞不明顯區(qū)（B）和完整區(qū)（C），見(jiàn)圖3。圖中，A區(qū)煤體裂隙發(fā)育、結(jié)構(gòu)嚴(yán)重破壞，無(wú)承載能力；B區(qū)煤體具有一定承載能力，裂隙不發(fā)育，結(jié)構(gòu)破壞不明顯；C區(qū)煤體承載能力較好，結(jié)構(gòu)未破壞，裂隙不發(fā)育。為防止采空區(qū)內(nèi)瓦斯溢出、殘煤自燃等次生災(zāi)害的發(fā)生，窄小煤柱巷道應(yīng)布置在B區(qū)或C區(qū)內(nèi)，可見(jiàn)A區(qū)寬度是確定小煤柱巷道位置的重要依據(jù)。

8.67m。

考慮到開(kāi)采擾動(dòng)的影響，煤體側(cè)幫產(chǎn)生松動(dòng)破壞，導(dǎo)致支承壓力峰值向深部移動(dòng)。結(jié)合大量觀測(cè)則x=資料及數(shù)值模擬的分析，取擾動(dòng)系數(shù)k=1.65，

kx0=14.31m。3.2

傾向支承壓力分布的現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)

全面掌握大采高綜放面傾向支承壓力分布規(guī)律，是確定煤柱尺寸、正確選擇巷道位置的依據(jù)。在運(yùn)輸平巷為獲得8103面傾向支承壓力分布特征，

下側(cè)未采實(shí)體煤內(nèi)安設(shè)了多個(gè)KSE型鉆孔應(yīng)力計(jì)，實(shí)測(cè)傾向支承壓力在回采期間的變化情況。共布置

5個(gè)測(cè)站，間距為10m，每個(gè)測(cè)站各安裝6個(gè)鉆孔應(yīng)力計(jì)，鉆孔間距2m。對(duì)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)整理如圖

2所示。

2.0應(yīng)力集中系數(shù)

1.61.20.80.400

5

10

15

20

25

30

C區(qū)B區(qū)A區(qū)

與巷幫側(cè)距離/m

Fig.2

圖2傾向支承壓力分布

Distributionofsideabutmentpressure

圖3綜放面傾向煤體結(jié)構(gòu)分區(qū)示意圖Fig.3Sketchofsidecoalseamstructuresof

fully-mechanizedcavingface

由圖2可見(jiàn)，8103面回采后在沿煤層傾斜方向上的煤巖體內(nèi)形成傾向支承應(yīng)力分布帶。沿傾向基本上都存在應(yīng)力峰值，距工作面不同位置處傾向應(yīng)力峰值位置基本無(wú)變化。沿工作面傾斜方向，支承

通過(guò)工程類比簡(jiǎn)單確定8103工作面采空區(qū)外側(cè)A區(qū)寬度：河南某礦綜放工作面采放厚度為20m，采用注水測(cè)漏法對(duì)區(qū)段煤柱破裂區(qū)進(jìn)行測(cè)定，獲得

A區(qū)寬度約為5m。8103工作面采放厚度為15m，

增刊2孔德中等：大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)研究

表1巖層的物理力學(xué)參數(shù)

463

且工作面端頭不放煤，冒落的頂煤有利于限制煤柱變形，所以推斷工作面采空區(qū)外側(cè)A區(qū)寬約4m。

區(qū)段煤柱可有4種留設(shè)方案：在應(yīng)力降低區(qū)留設(shè)6m小煤柱、8m小煤柱和在原巖應(yīng)力區(qū)留設(shè)

28m大煤柱和30m大煤柱，如圖4

所示。

5.1不同煤柱寬度的煤柱垂直應(yīng)力分布規(guī)律

8104工作面回采時(shí)，不同煤柱寬度的垂直應(yīng)力分布云圖如圖6所示。為了得到下區(qū)段工作面回采時(shí)不同煤柱寬度煤柱支承壓力分布特征，對(duì)工作面推進(jìn)60m時(shí)煤柱和巷道的垂直應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測(cè)，導(dǎo)

8m小煤柱6m小煤柱30m大煤柱

28m大煤柱

極限平衡區(qū)

8103下巷

入excel處理后曲線如圖7、8所示。區(qū)段煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力在巷道開(kāi)掘后重新分布，在8104工作面采動(dòng)影響下再次分布，煤柱寬度對(duì)垂直應(yīng)力分布影響較大。

由圖6～8可以看出，（1）工作面前方煤柱沿走向方向上的垂直應(yīng)力先增大后減小，峰值點(diǎn)在工作面前方14.3～15.7m，小煤柱寬度為6m時(shí)的峰值應(yīng)力是12MPa；當(dāng)小煤柱寬度由6m增加到8m時(shí)，峰值應(yīng)力由12MPa增加到18MPa；大煤柱寬28m時(shí)，煤柱峰值應(yīng)力為22MPa，大煤柱寬30m時(shí)峰值應(yīng)力為28MPa。

圖4煤柱留設(shè)方案簡(jiǎn)圖

Fig.4Designschemesofcoalpillar

5不同煤柱寬度的數(shù)值模擬分析

合理的煤柱寬度不僅要保證煤柱在巷道掘進(jìn)、下區(qū)段工作面采動(dòng)過(guò)程中具有一定的承載能力，不發(fā)生失穩(wěn)，而且要保證巷道在采動(dòng)影響下穩(wěn)定性較好[12

－15]

。因此，研究區(qū)段煤柱的合理寬度時(shí)應(yīng)充分

考慮8104工作面回采對(duì)其的影響，本文以8104工作面回采后對(duì)煤柱和巷道的穩(wěn)定性影響為切入點(diǎn)進(jìn)行分析，采用FLAC3D模擬上述方案（6、8m小煤柱，28、30m大煤柱）下煤柱和巷道應(yīng)力場(chǎng)、位移場(chǎng)以及破壞場(chǎng)的分布和演化規(guī)律。

建立如圖5所示的計(jì)算模型。模型長(zhǎng)200m，寬400m，高100m，共劃分288693個(gè)節(jié)點(diǎn)和262500個(gè)單元體。模型前后左右和底部為對(duì)位移邊界進(jìn)行固定，上部施加10.5MPa的均布載荷。數(shù)值計(jì)算采用的巖層物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1

。

(a)6m煤柱

(b)8m煤柱

(c)28m煤柱(d)30m煤柱

圖6

Fig.5

圖5數(shù)值計(jì)算模型

Modelofnumericalcalculation

不同煤柱寬度垂直應(yīng)力分布云圖（單位：MPa）Fig.6Verticalstressdistributionofdifferent

coalpillarwidths(unit:MPa)

464巖土力學(xué)2014年

2.00應(yīng)力集中系數(shù)

1.601.200.800.400.00

5

10

15

20

25

30

間8～25m內(nèi)為應(yīng)力增高區(qū)；大煤柱寬30時(shí)，煤柱上端0～8m和靠近本工作面巷道側(cè)煤柱下端0～

5m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū)，煤柱中間8～25m為應(yīng)力增高區(qū)。

5.2不同煤柱寬度的位移場(chǎng)規(guī)律

圖9、10分別為巷道在無(wú)支護(hù)狀態(tài)下巷道頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬?duì)移近量隨煤柱寬度變化曲線。由圖中可以看出，（1）巷道頂?shù)装逡平�量沿走向方向隨著據(jù)工作面距離增加而減小，靠近工作面處最大。巷道頂?shù)装逡平�量隨煤柱寬度的增加而減小，且當(dāng)小煤柱寬6～8m時(shí)，移近量最大值為1200mm，當(dāng)大煤柱寬28～30m時(shí)，移近量最大才280～300mm；（2）巷道兩幫移近量沿走向方向隨著據(jù)工作面距離增加先增加而后減小，工作面處前方15m處最大。巷道頂?shù)装逡平�量隨煤柱寬度的增加而減小，且當(dāng)

與采空區(qū)距離/m

Fig.7

圖7煤柱傾向垂直應(yīng)力分布

Sideabutmentpressuredistributionofdifferentcoalpillarwidths

1

2

3

4

-4-3-2-1

小煤柱寬6～8m時(shí)，移近量最大為1000mm多，且當(dāng)大煤柱寬28～30m時(shí)，移近量最大才為380～

與巷道中心距離/m

巷道頂?shù)装逡平��?mm

圖8巷道垂直應(yīng)力分布

Fig.8Verticalstressdistributionofroadway

underdifferentcoalpillarwidths

400mm

。

110

10

20

30

40

50

60

70

與工作面距離/m

（2）煤柱沿傾向方向上的垂直應(yīng)力分布規(guī)律具有支承壓力分布的特征。小煤柱寬6m時(shí)，支承壓力分布呈單駝峰形狀；小煤柱寬8m時(shí)，支承壓力分布呈雙駝峰形狀；大煤柱寬28、30m時(shí)，支承壓力分布沒(méi)有呈現(xiàn)出明顯的呈雙駝峰形狀；小煤柱寬6m時(shí)，垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為0.84，小煤柱寬由6m增加為8m時(shí)，垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)由

圖9不同煤柱寬度巷道頂?shù)装逡平�量Fig.9Roof-to-floorconvergenceofroadwayof

differentpillar

widths

1400120010008006004002000

10

20

30

40

50

與工作面距離/m

0.84變?yōu)?.6；大煤柱寬28m時(shí)垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為1.79，大煤柱寬30m時(shí)垂直應(yīng)力峰值集中

（3）工作面推進(jìn)60m處，工作面前方10m處巷道沿傾向方向上垂直應(yīng)力隨著距離巷道中心線（以巷道中線為y軸，靠近煤柱側(cè)為負(fù)，遠(yuǎn)離煤柱側(cè)為正）的距離增加而增加，巷道中心所處的應(yīng)力值最小，最大值在巷道邊緣處。小煤柱寬6m時(shí)巷道垂直應(yīng)力最大值為7.95MPa，寬8m時(shí)為

巷幫移近量/mm

系數(shù)為1.93。

6070

8.28MPa；大煤柱寬28m時(shí)巷道垂直應(yīng)力最大值為9.93MPa，寬30m時(shí)巷道垂直應(yīng)力最大值為

Fig.10

圖10不同煤柱寬度巷道兩幫近量

Convergenceoflanesofdifferentpillarwidths

9.84MPa。

由此可見(jiàn)，由于原巖應(yīng)力為11.6MPa，4種不同煤柱寬度，巷道都處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。然而，煤柱所處的應(yīng)力分區(qū)則因煤柱寬度不同而不同：小煤柱寬6～8m時(shí)，整個(gè)煤柱完全處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)；大煤柱寬28時(shí)，煤柱上端0～8m和靠近本工作面巷道側(cè)煤柱下端0～3m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū)，煤柱中

5.3不同煤柱寬度的塑性破壞分布規(guī)律

為了得到煤柱在8104面采動(dòng)影響下變形破壞情況，截取如圖11所示的剖面，為不同煤柱寬度時(shí)煤層平面內(nèi)煤體的破壞變形情況。

由圖11中可以看出，（1）小煤柱寬6m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向貫穿整個(gè)煤柱，煤柱破壞程度較嚴(yán)重，煤柱幾乎無(wú)承載能力；小煤柱寬8m時(shí)，

增刊2孔德中等：大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)研究465

塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向幾乎貫穿整個(gè)煤柱，但相比高資源回收率、保證巷道穩(wěn)定、控制次生災(zāi)害和防止沖擊地壓為原則，側(cè)支承壓力分布規(guī)律和煤體完整性分區(qū)是確定大采高綜放開(kāi)采區(qū)段煤柱寬度合理留設(shè)方案的前提。

（2）8103面傾向支承壓力應(yīng)力降低區(qū)在巷幫側(cè)

6m小煤柱，破壞程度較稍輕，煤柱有少許承載能力。（2）大煤柱寬28m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向未貫穿整個(gè)煤柱，煤柱中間有8～10m的彈性核，煤柱具有較高的承載能力；大煤柱寬度為30m時(shí)，塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向未貫穿整個(gè)煤柱，煤柱中間有9～12m

的彈性核，煤柱承載能力較強(qiáng)。

6～8m，應(yīng)力增高區(qū)在8～28m，原巖應(yīng)力區(qū)在28m外的范圍，通過(guò)工程類比得出，傾向媒體破壞嚴(yán)重區(qū)為0～4m。結(jié)合側(cè)支承壓力分布規(guī)律和煤體（小煤柱6、完整性分區(qū)初步確定4種煤柱留設(shè)方案

8m，大煤柱28、30m）。

（3）運(yùn)用FLAC3D模擬4種寬度煤柱在采動(dòng)影響下巷道和煤柱應(yīng)力場(chǎng)、位移場(chǎng)、塑性破壞場(chǎng)分布特征，并綜合考慮資源回收、巷道穩(wěn)定性、次生災(zāi)害控制等因素，確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度為28m。

參考文獻(xiàn)

(a)6m煤柱

(b)8m

煤柱

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top-coal

caving

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Chinese

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(c)28m煤柱

(d)30m煤柱

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