D01:10.13374j.isml00103x2006.04.003 第28卷第4期 北京科技大学学报 Vol.28 Na 4 2006年4月 Journal of University of Science and Technology Beijing Apr.2006 综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 王金安韦文兵冯锦艳 北京科技大学士木与环境工程学院.北京100083 摘要研究了不同煤柱宽度时综放沿空异形煤柱锚网支护留巷系统围岩应力分布和破坏特征. 揭示了煤体边缘水平应力和垂直应力峰值不耦合的规律以及巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同 而演化的轨迹.深入探讨了综放沿空留巷岩石力学系统的控制变量，并根据控制变量的取值对系 统稳定性区域进行了划分，对不同煤柱宽度时的巷道系统稳定性进行了综合分析和评价，对综放 沿空留巷合理护巷煤柱宽度提出了建议.提出并实施了以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护 留巷圈为辅的综合控制技术 关键词综放：异形煤柱：沿空留卷，力学场：系统稳定性 分类号TD322 沿空留巷技术有利于合理开发煤炭资源，减 及其稳定性).因此本文在异形煤柱沿空留巷系 少巷道掘进量，改善矿井采掘接替的紧张局面和 统力学场分析的基础上，从系统学的角度对其稳 巷道维护状况1？，在实践中得到广泛应用36. 定性进行研究，指出了系统的控制变量及其保持 本文涉及综放异形煤柱沿空留巷矿压演化规 系统稳定的变化范围，从而通过合理设置控制变 律问题.异形煤柱是指沿巷道走向方向煤柱宽度 量的变化范围来达到控制系统稳定性的目的， 发生变化且在综放采场一侧和巷道一侧的高度不 对称.煤柱宽度的变化涉及尺度效应和形态效应 1 数值计算模型 两方面问题：一方面，煤柱尺寸不同，煤柱中所包 某煤业公司红会四矿4702工作面是综合机 含的物质缺陷使得煤柱的承载能力、变形与强度 械化放顶煤开采的工作面.其上部以北为4604 特征不同.这是由煤柱本身的物理、力学性质所决 工作面，原设计为综采放顶煤工作面，但在施工过 定的.是一种狭义的尺度效应，与外界的力学环境 程中遇见空巷、空棚，并经探测区内仍有非正常 无关：另一方面，在实际工程中，随着煤柱尺寸的 区，己无法按原设计进行综放开采，所以调整为先 不同，整个煤柱上作用的载荷分布、围岩的约束状 综放开采下区段的4702工作面.两工作面之间 态发生改变，表现为承载能力不同.在这种情况 有一定宽度(5~30m)和长度（约300m)的异形煤 下，不同尺寸煤柱的强度和稳定性与煤体自身的 柱相隔（图1）.4604运输机巷所在的一层煤为单 强度和开采环境相关，这种意义下的尺度效应和 斜煤层，厚度9m,煤层倾角15~28°，平均20°，巷 形态效应则是广义的.本文研究了这种广义条件 道在沿空范围的长度约300m,区内无明显的断 下随煤柱宽度和形态变化，异形煤柱沿空留巷岩 裂构造.由于开采顺序的改变，使得4604运输机 石力学系统的矿压分布和变化规律以及围岩变形 巷成为了沿空留巷. 特征，揭示了巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同 4604机巷为锚网支护巷道，巷道高2.9m,宽 而演化的轨迹 3.7m.项板采用中14mm快硬水泥金属锚杆，长 异形煤柱沿空留巷与围岩、支护及其工程地 度1.8m,局部顶锚长2.2m,锚杆间距0.8m:巷 质、自然环境共同组成了一个特殊的岩石力学系 道两帮除距顶板1/3处采用自制竹劈锚杆，其余 统？.研究系统稳定性的关键是找出系统的控 均为中14mm金属锚杆，锚杆长1.8m,间距0.8 制变量，因为它控制着系统的结构形式、演化过程 m.计算模型设计呈平行四边形.整个模型宽102 收稿日期：2004-11-25修回日期：200503-11 m,高75.2m,垮落区倾角平均为65°，模型两侧限 基金项目：高等学校博士学科点专项科研基金资助项目(N。· 制水平方向移动，模型底边限制水平方向和垂直 20040008025) 作者简介：王金安(1958一)，男.教授，博士生导师 方向移动，模型上部根据埋深(H=335m)施加垂
综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 王金安 韦文兵 冯锦艳 北京科技大学土木与环境工程学院, 北京 100083 摘 要 研究了不同煤柱宽度时综放沿空异形煤柱锚网支护留巷系统围岩应力分布和破坏特征. 揭示了煤体边缘水平应力和垂直应力峰值不耦合的规律以及巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同 而演化的轨迹.深入探讨了综放沿空留巷岩石力学系统的控制变量, 并根据控制变量的取值对系 统稳定性区域进行了划分, 对不同煤柱宽度时的巷道系统稳定性进行了综合分析和评价, 对综放 沿空留巷合理护巷煤柱宽度提出了建议.提出并实施了“ 以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护 留巷圈为辅” 的综合控制技术. 关键词 综放;异形煤柱;沿空留巷;力学场;系统稳定性 分类号 TD322 收稿日期:2004 11 25 修回日期:2005 03 11 基金项目:高等学校博士学科点专项科研基金资助项目( No . 20040008025) 作者简介:王金安( 1958—) , 男, 教授, 博士生导师 沿空留巷技术有利于合理开发煤炭资源, 减 少巷道掘进量, 改善矿井采掘接替的紧张局面和 巷道维护状况[ 1 2] , 在实践中得到广泛应用[ 3 6] . 本文涉及综放异形煤柱沿空留巷矿压演化规 律问题.异形煤柱是指沿巷道走向方向煤柱宽度 发生变化且在综放采场一侧和巷道一侧的高度不 对称 .煤柱宽度的变化涉及尺度效应和形态效应 两方面问题 :一方面, 煤柱尺寸不同, 煤柱中所包 含的物质缺陷使得煤柱的承载能力、变形与强度 特征不同, 这是由煤柱本身的物理 、力学性质所决 定的, 是一种狭义的尺度效应, 与外界的力学环境 无关 ;另一方面, 在实际工程中, 随着煤柱尺寸的 不同, 整个煤柱上作用的载荷分布 、围岩的约束状 态发生改变, 表现为承载能力不同.在这种情况 下, 不同尺寸煤柱的强度和稳定性与煤体自身的 强度和开采环境相关, 这种意义下的尺度效应和 形态效应则是广义的 .本文研究了这种广义条件 下随煤柱宽度和形态变化, 异形煤柱沿空留巷岩 石力学系统的矿压分布和变化规律以及围岩变形 特征, 揭示了巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同 而演化的轨迹. 异形煤柱沿空留巷与围岩 、支护及其工程地 质、自然环境共同组成了一个特殊的岩石力学系 统[ 7 8] .研究系统稳定性的关键是找出系统的控 制变量, 因为它控制着系统的结构形式 、演化过程 及其稳定性[ 7] .因此本文在异形煤柱沿空留巷系 统力学场分析的基础上, 从系统学的角度对其稳 定性进行研究, 指出了系统的控制变量及其保持 系统稳定的变化范围, 从而通过合理设置控制变 量的变化范围来达到控制系统稳定性的目的 . 1 数值计算模型 某煤业公司红会四矿 4702 工作面是综合机 械化放顶煤开采的工作面.其上部以北为 4604 工作面, 原设计为综采放顶煤工作面, 但在施工过 程中遇见空巷、空棚, 并经探测区内仍有非正常 区, 已无法按原设计进行综放开采, 所以调整为先 综放开采下区段的 4702 工作面 .两工作面之间 有一定宽度( 5 ～ 30 m) 和长度( 约300m) 的异形煤 柱相隔( 图 1) .4604 运输机巷所在的一层煤为单 斜煤层, 厚度 9 m, 煤层倾角 15 ～ 28°, 平均 20°, 巷 道在沿空范围的长度约 300 m, 区内无明显的断 裂构造.由于开采顺序的改变, 使得 4604 运输机 巷成为了沿空留巷. 4604 机巷为锚网支护巷道, 巷道高 2.9 m, 宽 3.7 m .顶板采用 14 mm 快硬水泥金属锚杆, 长 度 1.8 m, 局部顶锚长 2.2 m, 锚杆间距 0.8 m ;巷 道两帮除距顶板 1/3 处采用自制竹劈锚杆, 其余 均为 14 mm 金属锚杆, 锚杆长 1.8 m, 间距 0.8 m .计算模型设计呈平行四边形, 整个模型宽 102 m, 高 75.2m, 垮落区倾角平均为 65°, 模型两侧限 制水平方向移动, 模型底边限制水平方向和垂直 方向移动, 模型上部根据埋深( H =335 m) 施加垂 第 28 卷 第 4 期 2006 年 4 月 北 京 科 技 大 学 学 报 Journal of University of Science and Technology Beijing Vol .28 No.4 Apr.2006 DOI :10.13374/j .issn1001 -053x.2006.04.003
。318 北京科技大学学报 2006年第4期 直载荷（图2）.运用二维有限差分计算程序 FLAC2D进行计算. N 4606工作面 4604运输机巷 异形交 4702轨道巷 4702工作面 4702运输机巷 图14702综放面与4604沿空留巷位置示意图 Fig I Schematic plot of the mining face 4702 and roadway 4604 5.2632MPm 5.9292MPa 20r 15H 一。一水平应力 。一垂直应力 砾粗砂署 10 节理面 粉砂岩 香自 节理面 ga000o00-0=0b 煤 50-40-30-20-1001020304050 深空区 入 L/m 粉砂岩 图3采空区边缘煤层水平和垂直应力曲线 Fig.3 Distribution of vertical and horizontal stresses in the coal seam near the goaf 20 102m 3煤柱内应力分析 当煤柱宽度发生变化时，即当留巷位置至采 图2计算模型的岩性与载荷分布图 空区煤体边缘的距离发生变化时，煤柱内的矿压 Fig 2 Rock strata and load in the model 分布以及巷道变形发生改变.图4（图的右侧为采 2沿空煤体应力场分析 空区)分别给出煤柱宽度为5,10,15,20和30m 时煤柱内垂直应力分布的数值计算结果.从中可 计算结果表明，综放开采引起的沿煤层倾斜 看出煤柱内垂直应力分布曲线的形状变化规律： 方向的垂直和水平应力峰值作用位置不耦合，最 煤柱宽5m时为“缓丘形”，煤柱宽10和15m时 大垂直应力距煤体边缘约10m,最大水平应力距 为“单峰形”，煤柱宽20m时为“非对称双峰形”， 煤体边缘约15m(图3).因此，在不同煤柱宽度 煤柱宽30m时转变为“非对称单峰形”.随着煤 处的沿空巷道所受的围岩压力作用机理有所不 柱宽度增大，煤柱内垂直应力峰值先增大后减小： 同，垂直应力峰值附近巷道易造成顶板和煤帮变 煤柱宽度从5m变到20m的过程中，煤柱内垂直 形加剧，水平应力峰值附近则可能引起底臌 应力峰值逐渐增大，而煤柱宽度由20m变到30m 在对沿空煤体的传统研究中，一般强调垂直 时应力峰值又略有减小. 应力峰值的作用位置，尽量避免巷道处于垂直应 图5是不同煤柱宽度时煤柱内水平应力的对 力峰值区，而忽略了水平应力峰值的影响.特别 比.由图可见：()靠近煤柱两侧边缘部分的水平 锚网支护沿空留巷对水平应力抵抗较弱，因此应 应力较小，靠近煤柱核心部位的水平应力较高，在 注意选择煤柱宽度和巷道位置，避免巷道处于水 煤柱中心部分的某处达到峰值.由于煤柱两侧的 平应力峰值区，否则可能引起严重底臌. 塑性区发展使应力卸载，煤柱中部往往处于弹性
直载荷( 图 2) .运用二维有限差分计算程序 FLAC 2D进行计算 . 图1 4702 综放面与 4604 沿空留巷位置示意图 Fig.1 Schematic plot of the mining face 4702 and roadway 4604 图 2 计算模型的岩性与载荷分布图 Fig.2 Rock strata and load in the model 2 沿空煤体应力场分析 计算结果表明, 综放开采引起的沿煤层倾斜 方向的垂直和水平应力峰值作用位置不耦合, 最 大垂直应力距煤体边缘约 10 m, 最大水平应力距 煤体边缘约 15 m( 图 3) .因此, 在不同煤柱宽度 处的沿空巷道所受的围岩压力作用机理有所不 同, 垂直应力峰值附近巷道易造成顶板和煤帮变 形加剧, 水平应力峰值附近则可能引起底臌. 在对沿空煤体的传统研究中, 一般强调垂直 应力峰值的作用位置, 尽量避免巷道处于垂直应 力峰值区, 而忽略了水平应力峰值的影响.特别 锚网支护沿空留巷对水平应力抵抗较弱, 因此应 注意选择煤柱宽度和巷道位置, 避免巷道处于水 平应力峰值区, 否则可能引起严重底臌 . 图 3 采空区边缘煤层水平和垂直应力曲线 Fig.3 Distribution of verti cal and horizontal stresses in the coal seam near the goaf 3 煤柱内应力分析 当煤柱宽度发生变化时, 即当留巷位置至采 空区煤体边缘的距离发生变化时, 煤柱内的矿压 分布以及巷道变形发生改变.图4( 图的右侧为采 空区) 分别给出煤柱宽度为 5, 10, 15, 20 和 30 m 时煤柱内垂直应力分布的数值计算结果 .从中可 看出煤柱内垂直应力分布曲线的形状变化规律: 煤柱宽 5 m 时为“ 缓丘形”, 煤柱宽 10 和 15 m 时 为“单峰形”, 煤柱宽 20 m 时为“非对称双峰形”, 煤柱宽 30 m 时转变为“ 非对称单峰形” .随着煤 柱宽度增大, 煤柱内垂直应力峰值先增大后减小: 煤柱宽度从 5 m 变到 20 m 的过程中, 煤柱内垂直 应力峰值逐渐增大, 而煤柱宽度由 20 m 变到 30 m 时应力峰值又略有减小. 图 5 是不同煤柱宽度时煤柱内水平应力的对 比.由图可见 :( 1) 靠近煤柱两侧边缘部分的水平 应力较小, 靠近煤柱核心部位的水平应力较高, 在 煤柱中心部分的某处达到峰值.由于煤柱两侧的 塑性区发展使应力卸载, 煤柱中部往往处于弹性 · 318 · 北 京 科 技 大 学 学 报 2006 年第 4 期
Vol.28 No.4 王金安等：综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 ·319。 735 135 135 (a)w=5 m 130 (b)w=10m (c)w=15m 25 5 20 2 15 15 10 50 35 (d)w=20m 735 30 (e)w=30m 50 0505 10 10 图4不同煤柱宽度时煤柱内垂直应力分布形态对比 Fig 4 Comparison of vertical stress distribution in pillars with different wid ths *煤任宽20m 。煤桂宽5m716 程中，顶板垂直应力峰值的位置会发生一次跳跃， 仁煤柱宽30m 女8m侣 由巷道实体煤侧跳到靠近采空区的煤柱内.(2) o 如果以巷道为参照系，顶板应力峰值的变化轨迹 表现为一单向运动.可将煤柱宽度由小变大的过 2 程想象为巷道逐渐远离采空区煤壁的运动过程， 30-25 =20 -15 -10 如图6所示.在此过程中，随着煤柱宽度的增大， 至采空区边缘煤壁距离m 顶板应力峰值是逐渐靠近巷道向采空区方向运 动，当应力峰值距巷道顶部较近时，会产生一次跳 图5不同煤柱宽度时煤柱内水平应力对比 Fig.5 Comparison of horizontal stress distribution in pillars 跃，跳过巷道顶部到巷道另一侧煤柱内，此后随煤 with different widths 柱宽度继续增大应力峰值仍沿原方向在巷道另一 侧逐渐远离巷道.其应力峰值的变化轨迹可简单 状态或约束较强，因而水平应力也越大.(2)随着 描述为：向采空区侧逐渐靠近巷道→跳过巷道顶 煤柱宽度的增加，水平应力峰值增大.这是因为 部到另一侧→继续按原方向运动逐渐远离巷道. 煤柱越宽，煤柱中部受到的两侧约束也越强，所以 735 一→随煤杜党度增加应力峰值柏对巷道移动方向 水平应力峰值也越大.由三轴实验可知，围压增 +煤柱宽5m 30 大，煤岩的峰前抗压强度和峰后残余强度会相应 +煤柱宽10m +煤柱宽15m25 提高. *煤柱宽20m 一煤柱宽30m20 R 4 巷道顶板垂直应力变化规律 沿空侧 5 从不同煤柱宽度时巷道顶板垂直应力分布 (图6)可看出：()从顶板应力峰值所处的区域 实体则煤帮 煤壁 5 看，当煤柱宽度较小时，顶板压应力峰值处在巷道 -20-15-10-05105202503540 远离采空区侧的实体煤内，如煤柱宽5和10m 至巷道采空区侧煤帮距离m 时：而当煤柱宽度较大时，顶板压应力峰值处在巷 图6顶板垂直应力峰值相对巷道位置的变化过程 道与采空区之间的煤柱内，如煤柱宽15,20和30 Fig.6 Variation process of the peak stress with respect to the m时.因此，在煤柱宽度由10m变化到15m的过 roadway position
图4 不同煤柱宽度时煤柱内垂直应力分布形态对比 Fig.4 Comparison of vertical stress distribution in pillars with different widths 图 5 不同煤柱宽度时煤柱内水平应力对比 Fig.5 Comparison of horizontal stress distribution in pillars with different widths 状态或约束较强, 因而水平应力也越大.( 2) 随着 煤柱宽度的增加, 水平应力峰值增大.这是因为 煤柱越宽, 煤柱中部受到的两侧约束也越强, 所以 水平应力峰值也越大 .由三轴实验可知, 围压增 大, 煤岩的峰前抗压强度和峰后残余强度会相应 提高 . 4 巷道顶板垂直应力变化规律 从不同煤柱宽度时巷道顶板垂直应力分布 ( 图 6) 可看出:( 1) 从顶板应力峰值所处的区域 看, 当煤柱宽度较小时, 顶板压应力峰值处在巷道 远离采空区侧的实体煤内, 如煤柱宽 5 和 10 m 时;而当煤柱宽度较大时, 顶板压应力峰值处在巷 道与采空区之间的煤柱内, 如煤柱宽 15, 20 和 30 m 时.因此, 在煤柱宽度由10m 变化到15m 的过 程中, 顶板垂直应力峰值的位置会发生一次跳跃, 由巷道实体煤侧跳到靠近采空区的煤柱内 .( 2) 如果以巷道为参照系, 顶板应力峰值的变化轨迹 表现为一单向运动.可将煤柱宽度由小变大的过 图 6 顶板垂直应力峰值相对巷道位置的变化过程 Fig.6 Variation process of the peak stress with respect to the roadway position 程想象为巷道逐渐远离采空区煤壁的运动过程, 如图 6 所示.在此过程中, 随着煤柱宽度的增大, 顶板应力峰值是逐渐靠近巷道向采空区方向运 动, 当应力峰值距巷道顶部较近时, 会产生一次跳 跃, 跳过巷道顶部到巷道另一侧煤柱内, 此后随煤 柱宽度继续增大应力峰值仍沿原方向在巷道另一 侧逐渐远离巷道.其应力峰值的变化轨迹可简单 描述为:向采空区侧逐渐靠近巷道 ※跳过巷道顶 部到另一侧※继续按原方向运动逐渐远离巷道. Vol.28 No.4 王金安等:综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 · 319 ·
。320 北京科技大学学报 2006年第4期 5不同煤柱宽度时破坏场分析 20和30m时，由于破坏区不贯通，煤柱内破坏区 分成两部分，煤柱内靠近巷道侧的破坏区为棱形 不同煤柱宽度时破坏区对比见图7.从中可 破坏，煤柱内靠近采空区侧的破坏区为楔形破坏. 以看出，在煤柱宽度由小变大时，煤柱的破坏形态 当煤柱宽度达到20m的时候煤层的破坏区明显 变化过程为：煤柱全部破坏→“N形”破坏→棱形 减小，说明4702工作面对4604机巷的影响逐渐 破坏和楔形破坏：煤柱破坏区由贯通变为不贯通. 减小.当煤柱的宽度继续增加到30m时，只有 煤柱宽度5m时，煤柱完全破坏：煤柱宽度10和 4604机巷周边的煤体发生了破坏，这充分表明了 15m时，煤柱为“N形”破坏：煤柱15m以下时，破 此时4702工作面的开采对4604机巷的影响非常 坏区贯通，20m以上时，破坏区不贯通.煤柱宽度 微小. 采空区 采空区 (a)采空区煤体边缘破坏场 (b)煤柱宽5m的破坏场 采空区 采空区 (©)煤柱宽10m的破坏场 (d煤柱宽15m的破坏场 采空区 采空区 (©)煤柱宽20m的破坏场 ()煤柱宽30m的破坏场 标识：·剪切破坏：弹性，剪切破坏：·拉破坏 图74604机巷受采动影响后不同煤柱宽度破坏区对比 Fig 7 Comparison of failure zones around the roadway 4604 with different pillar widths after miring 6巷道变形分析 动引起的变形压力作用，因而巷道顶板和煤帮变 形加剧：10~20m宽煤柱留巷同时受采场集中垂 图8为不同煤柱宽度时巷道周边位移对比. 直和水平应力的作用，而水平地应力的作用是造 从中可看出，由于5m宽煤柱留巷主要受老顶运 成巷道严重底臌的力学根源，所以此时底板变形
5 不同煤柱宽度时破坏场分析 不同煤柱宽度时破坏区对比见图 7 .从中可 以看出, 在煤柱宽度由小变大时, 煤柱的破坏形态 变化过程为 :煤柱全部破坏 ※“N 形” 破坏 ※棱形 破坏和楔形破坏 ;煤柱破坏区由贯通变为不贯通. 煤柱宽度 5 m 时, 煤柱完全破坏 ;煤柱宽度 10 和 15m 时, 煤柱为“N 形”破坏 ;煤柱 15 m 以下时, 破 坏区贯通, 20 m 以上时, 破坏区不贯通.煤柱宽度 20 和 30 m 时, 由于破坏区不贯通, 煤柱内破坏区 分成两部分, 煤柱内靠近巷道侧的破坏区为棱形 破坏, 煤柱内靠近采空区侧的破坏区为楔形破坏. 当煤柱宽度达到 20 m 的时候煤层的破坏区明显 减小, 说明 4702 工作面对 4604 机巷的影响逐渐 减小.当煤柱的宽度继续增加到 30 m 时, 只有 4604 机巷周边的煤体发生了破坏, 这充分表明了 此时 4702 工作面的开采对 4604 机巷的影响非常 微小 . 图7 4604 机巷受采动影响后不同煤柱宽度破坏区对比 Fig.7 Comparison of failure zones around the roadway 4604 with different pillar widths after mining 6 巷道变形分析 图 8 为不同煤柱宽度时巷道周边位移对比. 从中可看出, 由于 5 m 宽煤柱留巷主要受老顶运 动引起的变形压力作用, 因而巷道顶板和煤帮变 形加剧;10 ～ 20m 宽煤柱留巷同时受采场集中垂 直和水平应力的作用, 而水平地应力的作用是造 成巷道严重底臌的力学根源, 所以此时底板变形 · 320 · 北 京 科 技 大 学 学 报 2006 年第 4 期
Vol.28 No.4 王金安等：综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 ·321。 较大 图7所示煤柱内破坏区贯通，但峰值应力很快转 移到实体侧煤层内，煤柱上方的垂直压力并不是 很大.同时从传统的岩石全应力应变实验曲线知 道，岩石在峰值应力后仍有一定的残余强度.因 ·煤柱宽5m 此对于宽度5~10m煤柱，由于其上方垂直应力 +煤柱宽15m 。-煤柱宽10m 不大，在对煤柱两侧施加一定的加固约束措施以 。煤柱宽20m 保持屈服后煤柱的整体性的情况下，依靠煤体的 ·煤柱宽30m 残余强度仍可保持煤柱稳定， (3)当煤柱为中等宽度时，如煤柱宽度为15 m时，一方面煤柱内的岩体己经产生塑性屈服，在 煤柱中间不能形成弹性核区，另一方面顶板的应 图8不同煤柱宽度时巷道周边位移对比 Fig.8 Comparison of the displacement around the roadway 力峰值不能发生转移，一直作用在煤柱上方，使得 with different pillar widths 煤柱一直承受较高的压应力，因此对煤柱和巷道 的稳定性而言，此时为对巷道稳定性不利的煤柱 7 异形煤柱沿空留巷岩石力学系统 宽度 的稳定性分析 (4)当煤柱宽度很小时，如煤柱宽度为5m 以下甚至更小时，由于煤柱太窄即使在煤柱两侧 异形煤柱沿空留巷岩石力学系统的稳定性与 施加一定的加固约束措施也难以维持其整体性， 地质条件、支护措施、煤柱宽度、开采方式等多种 很容易被压垮，同时可能产生裂隙向采空区漏风 因素有关.支护措施能在一定程度上改善岩石力 并诱发自燃，因而此时也属于对巷道稳定性不利 学系统的稳定性，但对受开采影响较剧烈的沿空 的煤柱宽度 留巷系统的应力分布及稳定性的影响是有一定限 综上所述，可将异形煤柱沿空留巷系统的控 度的.本文研究对象采用的是锚网支护，调整锚 制变量一煤柱宽度划分为四个区域对其稳定性 网支护参数会对系统稳定性产生一定影响，但不 进行评价（图9）.其中I区和区为稳定性较差 是决定因素，因而在一定的地质条件和开采方式 区域，Ⅱ区和V区为稳定性较好区域.对于本文 下，煤柱宽度无疑是控制系统稳定性的控制变量. 所涉及地质条件下的沿空留巷系统，【区范围约 根据上述计算分析结果可对煤柱宽度在以下几种 为5m以下，Ⅱ区范围约为5~10m,区范围约 范围内时沿空留巷稳定性进行分析评价. 为10~20m,V区范围为20m以上.图9中点A (1)煤柱宽度达到20m时，煤柱内垂直应力 为顶板应力峰值位置发生跳跃的临界点，可以认 呈“非对称双峰形”分布，煤柱两侧均有一定宽度 为顶板应力峰值位置随煤柱宽度增大的变化过程 的塑性区，在两峰值应力之间的区域为一弹性核 为：渐变→突变→渐变.当煤柱宽度小于点A处 区，此种状态下煤柱有足够的支承能力保持稳定 的宽度时，顶板应力峰值位置处于实体煤层内并 支撑状态.文献9]也曾指出，“马鞍形”是稳定的 随煤柱宽度增大逐渐靠近巷道，此过程为一渐变 条带煤柱应力分布的典型形态，此处的“非对称双 过程；当煤柱宽度达到A点附近时，顶板应力峰 峰形”应力分布与“马鞍形”应力分布状态类似. 值位置由实体煤层内跳跃到煤柱上方，此过程为 这一点也可从破坏场分布图看出，煤柱宽15m以 一突变过程：当煤柱宽度大于点A处宽度时，顶 下时，煤柱内破坏区贯通，而当煤柱宽20m以上 板应力峰值位置又逐渐远离巷道，此过程又为一 时，煤柱中间有弹性核区，因此如果仅从煤柱内 渐变过程.与上述变化过程相对应，沿空留巷系 一煤柱宽度由小变大 垂直应力分布及破坏场分布形态看，20m以上为 稳定的护巷煤柱宽度. I N A (2)但如果再考虑巷道顶板应力峰值的变化 稳定性较 稳定性较 稳定性较 稳定性较 差区域 好风域 差区域 好区域 规律，又会有新的发现.当煤柱宽度为5和10m 时，顶板垂直应力峰值处在实体侧的煤层内，不作 图9沿空留巷岩石力学系统的稳定性区域划分 用在煤柱上方，因而虽然煤柱在综放开采过程中 Fig.9 Stability area zoning of the rock mechanics system of 遭受过峰值压力的作用，也产生了塑性屈服，即如 roadway left al ong goaf
较大 . 图 8 不同煤柱宽度时巷道周边位移对比 Fig.8 Comparison of the displacement around the roadway with different pillar widths 7 异形煤柱沿空留巷岩石力学系统 的稳定性分析 异形煤柱沿空留巷岩石力学系统的稳定性与 地质条件、支护措施 、煤柱宽度 、开采方式等多种 因素有关 .支护措施能在一定程度上改善岩石力 学系统的稳定性, 但对受开采影响较剧烈的沿空 留巷系统的应力分布及稳定性的影响是有一定限 度的 .本文研究对象采用的是锚网支护, 调整锚 网支护参数会对系统稳定性产生一定影响, 但不 是决定因素, 因而在一定的地质条件和开采方式 下, 煤柱宽度无疑是控制系统稳定性的控制变量. 根据上述计算分析结果可对煤柱宽度在以下几种 范围内时沿空留巷稳定性进行分析评价 . ( 1) 煤柱宽度达到 20 m 时, 煤柱内垂直应力 呈“非对称双峰形”分布, 煤柱两侧均有一定宽度 的塑性区, 在两峰值应力之间的区域为一弹性核 区, 此种状态下煤柱有足够的支承能力保持稳定 支撑状态.文献[ 9] 也曾指出, “马鞍形”是稳定的 条带煤柱应力分布的典型形态, 此处的“非对称双 峰形”应力分布与“ 马鞍形” 应力分布状态类似. 这一点也可从破坏场分布图看出, 煤柱宽 15 m 以 下时, 煤柱内破坏区贯通, 而当煤柱宽 20 m 以上 时, 煤柱中间有弹性核区 .因此如果仅从煤柱内 垂直应力分布及破坏场分布形态看, 20 m 以上为 稳定的护巷煤柱宽度 . ( 2) 但如果再考虑巷道顶板应力峰值的变化 规律, 又会有新的发现 .当煤柱宽度为 5 和 10 m 时, 顶板垂直应力峰值处在实体侧的煤层内, 不作 用在煤柱上方, 因而虽然煤柱在综放开采过程中 遭受过峰值压力的作用, 也产生了塑性屈服, 即如 图7 所示煤柱内破坏区贯通, 但峰值应力很快转 移到实体侧煤层内, 煤柱上方的垂直压力并不是 很大 .同时从传统的岩石全应力应变实验曲线知 道, 岩石在峰值应力后仍有一定的残余强度 .因 此对于宽度 5 ～ 10 m 煤柱, 由于其上方垂直应力 不大, 在对煤柱两侧施加一定的加固约束措施以 保持屈服后煤柱的整体性的情况下, 依靠煤体的 残余强度仍可保持煤柱稳定. ( 3) 当煤柱为中等宽度时, 如煤柱宽度为 15 m 时, 一方面煤柱内的岩体已经产生塑性屈服, 在 煤柱中间不能形成弹性核区, 另一方面顶板的应 力峰值不能发生转移, 一直作用在煤柱上方, 使得 煤柱一直承受较高的压应力, 因此对煤柱和巷道 的稳定性而言, 此时为对巷道稳定性不利的煤柱 宽度 . (4) 当煤柱宽度很小时, 如煤柱宽度为 5 m 以下甚至更小时, 由于煤柱太窄即使在煤柱两侧 施加一定的加固约束措施也难以维持其整体性, 很容易被压垮, 同时可能产生裂隙向采空区漏风 并诱发自燃, 因而此时也属于对巷道稳定性不利 的煤柱宽度. 综上所述, 可将异形煤柱沿空留巷系统的控 制变量———煤柱宽度划分为四个区域对其稳定性 进行评价( 图 9) .其中 Ⅰ区和Ⅲ区为稳定性较差 区域, Ⅱ区和 Ⅳ区为稳定性较好区域.对于本文 所涉及地质条件下的沿空留巷系统, Ⅰ区范围约 为 5 m 以下, Ⅱ区范围约为 5 ～ 10 m, Ⅲ区范围约 为 10 ～ 20 m, Ⅳ区范围为 20 m 以上.图 9 中点 A 图 9 沿空留巷岩石力学系统的稳定性区域划分 Fig.9 Stability area zoning of the rock mechanics system of roadway left along goaf 为顶板应力峰值位置发生跳跃的临界点, 可以认 为顶板应力峰值位置随煤柱宽度增大的变化过程 为:渐变※突变 ※渐变 .当煤柱宽度小于点 A 处 的宽度时, 顶板应力峰值位置处于实体煤层内并 随煤柱宽度增大逐渐靠近巷道, 此过程为一渐变 过程 ;当煤柱宽度达到 A 点附近时, 顶板应力峰 值位置由实体煤层内跳跃到煤柱上方, 此过程为 一突变过程 ;当煤柱宽度大于点 A 处宽度时, 顶 板应力峰值位置又逐渐远离巷道, 此过程又为一 渐变过程.与上述变化过程相对应, 沿空留巷系 Vol.28 No.4 王金安等:综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 · 321 ·
。322 北京科技大学学报 2006年第4期 统的稳定性也发生着变化，煤柱宽度在顶板应力 的巷道断面收敛的最终情况.从图中可看出，煤 峰值位置突变点附近区域内沿空留巷系统的稳定 柱宽度在12~14m时巷道断面变形比较严重. 性较差，而在突变点两侧一定距离以外的区域均 这进一步证实了15m左右的煤柱对护巷不利. 为系统稳定性较好区域，当然在突变点左侧较远 3.30 3.35 处由于煤柱宽度太窄而又过渡到一个稳定性较差 2.96 区域. 因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽 度时，应注意在顶板应力峰值位置发生突变的煤 3.38 340 370 370 柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区 煤柱宽7m 煤柱宽7.5m 煤柱宽12m 域在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内. 原掘断面 当然在混沌区域以外，随着煤柱宽度的增加沿空 变形后断面 留巷系统的稳定性会提高，但这不利于提高煤炭 资源的利用率，因此合理的护巷煤柱宽度应选择 3.08 3.70 3.70 在图9的Ⅱ区域内. 煤柱宽13m 煤柱宽14m 注：①所取断面为几个地段变形最为严重处： 此外，从系统学的角度来看，可以将沿空留巷 ②图中标注的单位为m。 系统的顶板应力峰值位置的变化和转移看作是系 统自我调节、自我协调的自组织行为.当煤柱宽 图10巷道断面收敛现场素描图 度较大时，煤柱支承能力较强，应力峰值作用在煤 Fig.10 Schematic plot of the road way conver gence observed in site 柱上方，而当煤柱宽度变小时，煤柱支承能力逐渐 减弱，因而在系统自组织作用下应力峰值开始向 9结论 实体煤内转移.以达到保持系统稳定的目的.这 种应力峰值的转移就是系统由一种稳定状态向另 (1)沿空煤体存在峰值应力不耦合的现象， 一种稳定状态过渡的过程，在这个过渡过程中系 即垂直应力峰值与水平应力峰值作用的位置不 统的稳定性较弱，因而要注意加强支护来改善其 同，因此在选择合理的护巷煤柱宽度时，不仅要避 稳定性.当系统过渡到下一个稳定状态后，随着 开垂直应力峰值区，也要注意避开水平应力峰值 煤柱宽度的继续减小，系统的稳定性又开始减弱， 区，否则可能引起严重底臌 当煤柱宽度小到一定程度时，由于系统的自组织 (2)煤柱宽度由小变大的过程中，煤柱内垂 能力有限，已经无法通过自我调整来保持稳定性， 直应力分布曲线形状变化规律为：“缓丘形”“单 因而必然导致煤柱坍塌和失稳. 峰形”→“非对称双峰形”→“非对称单峰形”.煤 柱内水平应力分布规律为：煤柱两侧边缘部分的 8 现场实施与评价 水平应力较小，靠近煤柱核心部位的水平应力较 根据4604沿空留巷围岩受力、变形破坏机理 高，在煤柱中心部分达到峰值；且随着煤柱宽度的 和稳定性要素，在巷道原有错网支护的基础上，分 增加，水平应力峰值在增大.该现象对目前条带 别研究和设计了加强锚杆、锚索和临时支护等技 开采煤柱稳定性设计具有借鉴意义. 术和控制手段，形成了以加固沿空异形煤柱为主、 (3)在煤柱宽度由小变大的过程中，煤柱的 锚索悬承锚网支护留巷圈为辅的综合控制技术， 破坏形态变化过程为：煤柱全部破坏→“N形”破 对受采动影响的巷道进行机理明确、在关键部位 坏→棱形破坏和楔形破坏：煤柱破坏区由贯通变 和关键时期进行有效控制的技术体系. 为不贯通. 从现场观测结果看，该支护体系起到了较好 (4)以巷道为参照系，在煤柱宽度由小变大 的控制效果，保证了生产顺利和安全进行.从巷 的过程中，顶板应力峰值的变化轨迹可简单描述 道全长范围看，由于沿空留巷受到采动的影响较 为：向采空区侧逐渐靠近巷道→跳过巷道顶部到 大，巷道断面产生一定的收敛变形不可避免，即使 另一侧→继续按原方向运动逐渐远离巷道，也即 局部区段变形稍大，也只需简单维护就可保证回 为一渐变→突变→渐变的过程.在此过程中当煤 采正常进行，巷道的收敛变形没有对煤层的正常 柱宽度达到某一临界值时，顶板应力峰值由实体 开采造成停产影响.图10为几个变形较严重处 煤层内转移到沿空煤柱上方
统的稳定性也发生着变化, 煤柱宽度在顶板应力 峰值位置突变点附近区域内沿空留巷系统的稳定 性较差, 而在突变点两侧一定距离以外的区域均 为系统稳定性较好区域, 当然在突变点左侧较远 处由于煤柱宽度太窄而又过渡到一个稳定性较差 区域 . 因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽 度时, 应注意在顶板应力峰值位置发生突变的煤 柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区 域, 在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内. 当然在混沌区域以外, 随着煤柱宽度的增加沿空 留巷系统的稳定性会提高, 但这不利于提高煤炭 资源的利用率, 因此合理的护巷煤柱宽度应选择 在图 9 的 Ⅱ区域内. 此外, 从系统学的角度来看, 可以将沿空留巷 系统的顶板应力峰值位置的变化和转移看作是系 统自我调节、自我协调的自组织行为.当煤柱宽 度较大时, 煤柱支承能力较强, 应力峰值作用在煤 柱上方, 而当煤柱宽度变小时, 煤柱支承能力逐渐 减弱, 因而在系统自组织作用下应力峰值开始向 实体煤内转移, 以达到保持系统稳定的目的 .这 种应力峰值的转移就是系统由一种稳定状态向另 一种稳定状态过渡的过程, 在这个过渡过程中系 统的稳定性较弱, 因而要注意加强支护来改善其 稳定性.当系统过渡到下一个稳定状态后, 随着 煤柱宽度的继续减小, 系统的稳定性又开始减弱, 当煤柱宽度小到一定程度时, 由于系统的自组织 能力有限, 已经无法通过自我调整来保持稳定性, 因而必然导致煤柱坍塌和失稳 . 8 现场实施与评价 根据 4604 沿空留巷围岩受力 、变形破坏机理 和稳定性要素, 在巷道原有锚网支护的基础上, 分 别研究和设计了加强锚杆 、锚索和临时支护等技 术和控制手段, 形成了以加固沿空异形煤柱为主、 锚索悬承锚网支护留巷圈为辅的综合控制技术, 对受采动影响的巷道进行机理明确、在关键部位 和关键时期进行有效控制的技术体系. 从现场观测结果看, 该支护体系起到了较好 的控制效果, 保证了生产顺利和安全进行.从巷 道全长范围看, 由于沿空留巷受到采动的影响较 大, 巷道断面产生一定的收敛变形不可避免, 即使 局部区段变形稍大, 也只需简单维护就可保证回 采正常进行, 巷道的收敛变形没有对煤层的正常 开采造成停产影响 .图 10 为几个变形较严重处 的巷道断面收敛的最终情况.从图中可看出, 煤 柱宽度在 12 ～ 14 m 时巷道断面变形比较严重. 这进一步证实了 15 m 左右的煤柱对护巷不利. 图 10 巷道断面收敛现场素描图 Fig.10 Schematic plot of the roadway convergence observed in site 9 结论 ( 1) 沿空煤体存在峰值应力不耦合的现象, 即垂直应力峰值与水平应力峰值作用的位置不 同, 因此在选择合理的护巷煤柱宽度时, 不仅要避 开垂直应力峰值区, 也要注意避开水平应力峰值 区, 否则可能引起严重底臌. (2) 煤柱宽度由小变大的过程中, 煤柱内垂 直应力分布曲线形状变化规律为:“缓丘形” ※“单 峰形” ※“非对称双峰形” ※“非对称单峰形” .煤 柱内水平应力分布规律为 :煤柱两侧边缘部分的 水平应力较小, 靠近煤柱核心部位的水平应力较 高, 在煤柱中心部分达到峰值 ;且随着煤柱宽度的 增加, 水平应力峰值在增大 .该现象对目前条带 开采煤柱稳定性设计具有借鉴意义 . (3) 在煤柱宽度由小变大的过程中, 煤柱的 破坏形态变化过程为:煤柱全部破坏 ※“N 形”破 坏※棱形破坏和楔形破坏 ;煤柱破坏区由贯通变 为不贯通 . (4) 以巷道为参照系, 在煤柱宽度由小变大 的过程中, 顶板应力峰值的变化轨迹可简单描述 为:向采空区侧逐渐靠近巷道 ※跳过巷道顶部到 另一侧 ※继续按原方向运动逐渐远离巷道, 也即 为一渐变※突变 ※渐变的过程.在此过程中当煤 柱宽度达到某一临界值时, 顶板应力峰值由实体 煤层内转移到沿空煤柱上方. · 322 · 北 京 科 技 大 学 学 报 2006 年第 4 期
Vol.28 No.4 王金安等：综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 ·323· (5煤柱宽度为沿空留巷岩石力学系统的控 报，2000.195)：651 制变量，由该控制变量的取值范围可将系统按稳 【]卢喜山，雷养锋，姚理忠。全锚支护技术在德国煤矿的应 定性的好坏划分为四个区域，其中在顶板应力峰 用.煤，2000.9(6)：54 【3习刘听成.无煤柱护巷的应用与进展.矿山压力与顶板管理， 值位置突变点附近为系统的稳定性较差区域，而 19944):2 在突变点两侧一定距离以外各有一个系统稳定性 【4黄福昌.笼州矿区煤巷锚网支护技术.北京：煤炭工业出版 较好区域.此外，由于煤柱宽度太窄而又有一个 社.2000 稳定性较差的区域. 【习马俊枫，段二丑.综采沿空留巷锚索加强支护实验研究.煤 炭科技.2002(4)：1 因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽 【⑥赵英利.基于综放沿空留巷的全煤巷锚杆（索）加固技术. 度时，应注意在顶板应力峰值位置发生突变的煤 矿山压力与顶板管理，2002(2)：34 柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区 【刀王来贵，黄润秋，王泳嘉，等.岩石力学系统运动稳定性理 域在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内. 论及其应用.北京：地质出版社，1998 合理的护巷煤柱宽度应在巷道顶板应力峰值发生 【图王树仁，王金安，戴涌.大倾角厚煤层综放开采顶煤移动规 转移的临界宽度以下，同时应不小于保证煤体不 律与破坏机理的离散元分析.北京科技大学学报，2005.27 (1):5 发生裂隙向采空区漏风、诱发自燃的条件下的最 【9吴立新，王金庄，刘延安，等.建（枸构筑物下压煤条带开采 小煤柱尺寸. 理论与实践.徐州：中国矿业大学出版社，1994 参考文献 [刂李化敏.沿空留巷顶板岩层控制设计.岩石力学与工程学 Stress evolution of an irregular pillar protected roadw ay system remained along goaf in fully mechanized top-coal caving mining field WANGJin an,WEI Wenbing,FENGJinyan Civil and Envirommental Engineering Schod,University of Science and Technobgy Beijing.Beijing 100083.China ABSTRACT The stress distribution and its evolution modes in surrounding rocks of a roadw ay were com- prehensively studied with respect to different pillar widths,where the roadw ay had been protected by an ir- regular pillar remained along the goaf in mechanized top-coal caving mining and supported by bolt-mesh technique.The study manifested the uncoupled pattern of the peak stresses in vertical and ho rizontal direc- tions,as well as the stress evolution trace varying with pillar width.The control variable was pointed out for the mechanical system,and the different stability areas were distinguished correspondent to its value. Through the general analy sis and assessment on stability of the roadway system protected by the pillar with different w idths,the reasonable pillar width was promoted for effective protection of the roadw ay in mecha- nized top-coal caving mining panel.A comprehensive control technique was proposed and employed in prac- tice through reinforcing the irregular pillar as a main way and hanging the mesh and bolt rock mass as a aux iliary means to support the gatew ay rem ained along the goaf. KEY WORDS mechanized top-coal caving mining;irregular pillar;roadw ay remained along goaf;stress field;sy stem stability
( 5) 煤柱宽度为沿空留巷岩石力学系统的控 制变量, 由该控制变量的取值范围可将系统按稳 定性的好坏划分为四个区域, 其中在顶板应力峰 值位置突变点附近为系统的稳定性较差区域, 而 在突变点两侧一定距离以外各有一个系统稳定性 较好区域.此外, 由于煤柱宽度太窄而又有一个 稳定性较差的区域. 因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽 度时, 应注意在顶板应力峰值位置发生突变的煤 柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区 域, 在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内. 合理的护巷煤柱宽度应在巷道顶板应力峰值发生 转移的临界宽度以下, 同时应不小于保证煤体不 发生裂隙向采空区漏风 、诱发自燃的条件下的最 小煤柱尺寸. 参 考 文 献 [ 1] 李化敏.沿空留巷顶板岩层控制设计.岩石力学与工程学 报, 2000, 19( 5) :651 [ 2] 卢喜山, 雷养锋, 姚理忠.全锚支护技术在德国煤矿的应 用.煤, 2000, 9( 6) :54 [ 3] 刘听成.无煤柱护巷的应用与进展.矿山压力与顶板管理, 1994( 4) :2 [ 4] 黄福昌.兖州矿区煤巷锚网支护技术.北京:煤炭工业出版 社, 2000 [ 5] 马俊枫, 段二丑.综采沿空留巷锚索加强支护实验研究.煤 炭科技, 2002( 4) :1 [ 6] 赵英利.基于综放沿空留巷的全煤巷锚杆( 索) 加固技术. 矿山压力与顶板管理, 2002( 2) :34 [ 7] 王来贵, 黄润秋, 王泳嘉, 等.岩石力学系统运动稳定性理 论及其应用.北京:地质出版社, 1998 [ 8] 王树仁, 王金安, 戴涌.大倾角厚煤层综放开采顶煤移动规 律与破坏机理的离散元分析.北京科技大学学报, 2005, 27 ( 1) :5 [ 9] 吴立新, 王金庄, 刘延安, 等.建( 构) 筑物下压煤条带开采 理论与实践.徐州:中国矿业大学出版社, 1994 S tress evolution of an irregular pillar pro tected roadw ay system remained along goaf in fully mechanized top-coal caving mining field WANGJ in′an , WEI Wenbing , FENGJ inyan Civil and Environmental Engineering School, University of S cience and Technology Beijing, Beijing 100083, China ABSTRACT The stress distribution and its evolution modes in surrounding rocks of a roadw ay were comprehensively studied w ith respect to different pillar widths, where the roadw ay had been protected by an irreg ular pillar remained alo ng the goaf in mechanized top-coal caving mining and suppo rted by bolt-mesh technique .The study manifested the uncoupled pattern of the peak stresses in vertical and ho rizontal directions, as w ell as the stress evolution trace varying with pillar width .The control variable w as pointed out for the mechanical system, and the different stability areas w ere distinguished correspondent to its value. Through the general analy sis and assessment on stability of the roadway system pro tected by the pillar w ith different w idths, the reasonable pillar w idth w as promoted for effective protection of the roadw ay in mechanized top-coal caving mining panel .A comprehensive control technique was proposed and employ ed in practice through reinforcing the irregular pillar as a main w ay and hanging the mesh and bolt rock mass as a aux iliary means to support the gatew ay remained along the goaf . KEY WORDS mechanized top-coal caving mining ;irregular pillar;roadw ay remained along goaf ;stress field ;sy stem stability Vol.28 No.4 王金安等:综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律 · 323 ·