窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制_李壮壮.pdf

窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制*李壮壮1，李永亮2，杨鹏飞3，肖成龙4，陈正拜4，李剑楠1（1.北京科技大学 土木与资源工程学院，北京100083；2.中国矿业大学（北京）能源与矿业学院，北京100083；3.应急管理部信息研究院，北京100029；4.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京100083）摘要：为探究煤柱宽度、顶板体积模量、煤层体积模量、巷道高度与巷道宽度5因素对窄煤柱巷道非均匀变形影响的显著程度，以丰汇煤矿15104综放工作面窄煤柱巷道为工程背景，设计正交试验进行FLAC3D数值模拟。由正交试验可知，煤柱宽度对巷道的非均匀变形影响最显著，得出窄煤柱巷道非均匀变形的多元线性回归模型。通过数值模拟分析不同煤柱宽度的巷道围岩应力及位移的非均匀演变规律，最终确定煤柱宽度为8 m。将高精度数字图像相关方法（DIC）应用于相似模拟试验，综合现场调研、正交试验、数值模拟、相似模型试验得出窄煤柱巷道的非均匀变形破坏机制，基本顶破断回转对窄煤柱巷道的偏转挤压是致使巷道非均匀变形的直接原因。针对窄煤柱巷道的非均匀变形提出差异化支护方案并应用于现场，巷道非均匀变形得到了有效控制。关键词：正交试验；窄煤柱巷道；非均匀变形；数字图像相关方法；差异化支护中图分类号：TD322;TD353文献标志码：A文章编号：1008 8725（2023）03 005 09Non-uniform Deformation Factors and Stability Control of NarrowCoal Pillar RoadwayLI Zhuangzhuang1,LI Yongliang2,YANG Pengfei3,XIAO Chenglong4,CHEN Zhengbai4,LI Jiannan1(1.School of Civil and Resource Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China;2.School of Energy and Mining Engineering,China University of Mining and Technology-Beijing,Beijing 100083,China;3.Information Institute of the Ministry of Emergency Management of the PRC，Beijing 100029,China;4.School ofMechanics and Civil Engineering,China University of Mining and Technology-Beijing,Beijing 100083,China)Abstract：In order to investigate the influences of coal pillar width,bulk modulus of roof,bulkmodulus of coal,roadway height and width,taking the narrow coal pillar roadway in fully mechanizedworking face of Fenghui coal mine 15104 as engineering background,design the orthogonal test forFLAC3Dnumerical simulation.As can be seen from the orthogonal test,the width of coal pillars plays aprominent role in the non-uniform deformation of narrow coal pillar roadway.Multivariate linearregression model for non-uniform deformation of narrow coal pillar roadway.Non-uniform evolution lawof stress and displacement of surrounding rock of roadway with different coal pillar width by numericalsimulation.The coal pillar width is suggested as 8m.The high precision digital image correlationmethod(DIC)is applied to the similar simulation test.The non-uniform deformation and failure mechanismof narrow coal pillar roadway is obtained by comprehensive field investigation,orthogonal test,numerical simulation and similar model test.The deflection and extrusion of the narrow coal pillarroadway caused by the basic roof breaking rotation is the direct cause of the non-uniform deformationof the roadway.Aiming at the non-uniform deformation of narrow coal pillar roadway,a differentialsupport scheme is put forward and applied in the field,and the non-uniform deformation of roadway iseffectively controlled.Key words:orthogonal test;narrow coal pillar roadway;non-uniform deformation;digital imagecorrelation method;differentiated support第42卷第03期2023年03月煤炭技术Coal TechnologyVol.42 No.03Mar.2023doi:10.13301/ki.ct.2023.03.0020引言综放工作面留设窄煤柱具有提高煤炭采出率、延长矿井服务年限等优点，留设窄煤柱在我国得到了广泛应用。柏建彪、李学华、马念杰、张农等通过理论与现场研究得到窄煤柱巷道围岩破坏机理和变形控制技术，种照辉、付玉凯等通过正交实验分析不同因素对巷道变形的影响程度，肖同强、单仁亮、柴敬、徐剑坤等设计相似模型实验研究围岩变形。前人的研究多集中于某一特定工程背景下的分析，与某一特定因素对窄煤柱巷道的影响研究，对于窄煤柱巷道非均匀变形各影响因素的显著程度鲜有学者研究。本文以丰汇煤矿15104工作面窄煤柱巷道为工程背景，通过设计正交试验，探究煤柱宽度、顶板体积模量、煤层体积模量、巷道高度和巷道宽度5因素对窄煤柱巷道非均匀变形影响的显著程度，得到窄煤柱巷道非均匀变形的多元线性回归模型。为解决传统电测方法的局限性，将高精度数字图像相关方法（DIC）应用于采场覆岩移动相似模拟试验。综合现场调研、正交试验、数值模拟、相似模型试验得出巷道非均匀变形破坏机制，最终针对窄煤柱巷道的非均匀变形提出差异化支护方案。*国家自然科学基金项目(52174095)51窄煤柱巷道正交试验设计1.1工程背景丰汇煤矿位于沁水煤田东北部，主采煤层15#煤，厚度4.24.9 m，平均厚度4.5 m，平均煤层倾角8，煤质松软,含04层的泥岩夹矸，属于简单结构煤层；直接顶由8.0 m的深灰色泥岩与0.45 m的14#煤构成，泥岩层理发育且含植物化石；基本顶平均厚度6.0 m，以灰色砂质泥岩为主；底板为黑色砂质泥岩，疏松易碎，厚6.7 m。15104工作面平均埋深345 m，采用走向长壁采煤法，工作面长度180 m，该工作面轨道顺槽为窄煤柱巷道，巷道顶底板物理力学参数如表1所示。表1煤岩层物理力学参数1.2试验设计正交试验基于概率论、数理统计学与正交性原理，其原理为选取部分典型试验点代替全面试验，被挑选出的试验点具有“均匀分散，齐整可比”特点，正交试验能显著减少试验工作量，但不会降低试验结果的精确性，是一种科学而高效的试验方法。基于沿空巷道上覆岩体关键块理论设计窄煤柱巷道正交试验，窄煤柱巷道上覆岩层结构特征如图1所示，巷道基本顶岩层“O-X”破断后形成块体，工作面端头的弧形破断面形成关键块B，关键块B与实体煤侧关键块A、窄煤柱侧关键块C相互挤压咬合，形成铰接结构。关键块B侧向断裂回转，使煤体产生不均衡的支承压力，巷道采空区侧的围岩受力显著大于实体煤侧，致使窄煤柱巷道产生显著非均匀变形。图1窄煤柱巷道关键块力学模型选取窄煤柱巷道关键块力学结构模型中煤柱宽度、顶板体积模量、煤层体积模量、巷道高度、巷道宽度5因素设计正交试验，探究其对巷道非均匀变形的影响程度，不同的煤柱宽度反映煤柱不同高宽比，不同的巷道宽度和高度反映窄煤柱巷道不同高宽比，5因素各选取5水平，为保证试验结果可靠性，正交试验预留空列，采用L25（56）正交试验表，正交试验的因素水平分布如表2所示。根据15104工作面窄煤柱巷道地质条件，建立FLAC3D数值模型，模型尺寸长宽高=400 m20 m100 m，巷道埋深345 m，模拟工作面长180 m。模型底部固定垂直位移，左右边界固定水平位移，水平侧压系数1.2，各边界施加相应埋深的自重应力，数值计算采用莫尔-库伦准则。表2正交试验因素水平表2正交试验分析2.1正交试验结果为探究上述5因素对窄煤柱巷道变形的影响规律，在巷道两顶角及两帮中部共布置4个测点，测得顶板两侧垂直位移与两帮水平位移，计算两侧位移差值。除正交试验选取的5因素外，25组数值模型的其余参数均一致，正交试验方案及结果如表3所示。表3正交试验方案及结果2.2极差分析极差分析法由于简单易懂、直观形象，是正交试验中常用的分析方法，因素极差R=max(ki)-min(ki)（1）其中，各试验指标平均值ki=1rKi（2）式中r各水平重复次数；Ki同一水平所对应的试验结果之和。极差大小不同，代表各因素对巷道的非均匀变形影响显著程度不同，极差越大说明该因素对巷道非均匀变形作用越显著，极差分析结果如表4所示。体积模量/GPa10.08.612.63.42.33.8密度/kgm-32 6622 6502 7502 5201 3702 600岩层名称细砂岩粉砂岩灰岩泥岩煤砂质泥岩剪切模量/GPa7.55.99.32.00.62.4内摩擦角/()323039262228内聚力/MPa4.23.25.151.51.21.7抗拉强度/MPa2.52.32.511.00.51.2窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03煤柱宽度/m顶板体积模量/GPa煤层体积模量/GPa巷道高度/m巷道宽度/mABCDE1421.53328423.53.531262.544416834.54.5520103.555水平影响因素B1（2）2（4）3（6）4（8）5（10）12345123451234512345A1（4）11112（8）22223（12）33334（16）44445（20）5555试验编号S1S2S3S4S5S6S7S8S9S10S11S12S13S14S15S16S17S18S19S20S21S22S23S24S25C1（1.5）2（2）3（2.5）4（3）5（3.5）23451345124512351234D1（3）2（3.5）3（4）4（4.5）5（5）34512512342345145123E1（3）2（3.5）3（4）4（4.5）5（5）45123234515123434512空列1234551234451233451323451影响因素两帮水平位移差值/mm733.19706.41869.81914.7783.49300.61432.96214.3571.67581.19113.8397.1567.28435.58184.2168.2231.05227.84114.7384.1824.91345.7145.7633.541.55顶板两侧垂直位移差值/mm264.73285.26427.75459.48491.4184.06197.6985.3231.39120.34.1610.38.9291.8928.0723.112.618.479.369.2313.230.677.213.645.6试验结果关键块A关键块B关键块C直接顶实体煤巷道窄煤柱采空区6由图2、图3可知，煤柱宽度对巷道的非均匀变形影响最为显著。煤柱宽度由4 m增加到8 m，巷道两侧位移差值显著降低，两帮水平位移差值由801.52 mm降低到320.16 mm，减小了60.06%；顶板两侧位移差值由385.73 mm降低到103.75 mm，减小了73.11%。煤柱宽度由8 m继续增加，两侧位移差值的降低程度不再显著，巷道变形逐渐趋于平稳。2.3方差分析极差分析虽具有简单易懂、直观形象的优点，但只能得出各因素对试验结果影响的主次顺序，不能得出其显著程度，且不能计算误差，因此在正交试验结果分析中有其局限性。方差分析可研究试验误差影响，判断各因素作用的主次与显著程度，本文以空列为误差列，对正交试验结果进行方差分析。方差分析基于F检验，检验过程：（1）计算总偏差平方和总偏差平方和SST=SSB+SSW=ni=1xi2-1nni=1xi()2（3）式中SSB各因素偏差平方和；SSW误差偏差平方和；xi试验结果；n总试验次数。（2）计算均方差由极差分析可知，窄煤柱侧与实体煤侧巷帮水平位移差值极差的相对大小为煤柱宽度（703.234）煤层体积模量（269.022）巷道高度（150.532）巷道宽度（140.942）顶板体积模量（66.770），5因素中煤柱宽度起主要作用，煤层体积模量、巷道高度、巷道宽度、顶板体积模量的影响程度依次减弱；顶板两侧垂直位移差值极差的相对大小为煤柱宽度（373.662）巷道宽度（93.286）巷道高度（78.810）顶板体积模量（53.070）煤层体积模量（45.702），5因素中煤柱宽度起主要作用，巷道宽度、巷道高度、顶板体积模量、煤层体积模量的影响程度依次减弱。为直观地表现巷道非均匀变形受各因素水平影响的变化趋势，根据表4极差分析结果，分别以各因素不同水平、各试验指标平均值为纵坐标，做出各因素对巷道非均匀变形影响的直观图，如图2、图3所示。窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03主次顺序ACDEBAEDBCB268.152322.656285.008314.036334.92266.770A801.520320.156179.608125.20498.286703.234k1k2k3k4k5RC464.702270.342306.856287.194195.680269.022D206.390311.320335.720356.922314.422150.532空列277.942345.813287.298337.306288.51867.371E239.258232.260337.558342.496373.202140.942巷道两帮水平位移差值/mmB77.852105.304109.534119.152130.92253.070A385.726103.75228.66812.55412.064373.662C105.21282.792128.494116.762109.50445.702D64.57288.246122.380143.382124.18478.810空列97.260118.91791.703118.750121.57629.873E76.87268.976116.182118.472162.26293.286巷道顶板两侧垂直位移差值/mm表4试验结果极差分析（a）煤柱宽度（b）顶板体积模量（c）煤层体积模量（d）巷道宽度（e）巷道高度图2各因素对巷道两帮非均匀变形影响煤柱宽度/m20161284巷道两帮水平位移差值/mm8006004002000108642顶板体积模量/GPa巷道两帮水平位移差值/mm8006004002000巷道两帮水平位移差值/mm8006004002000煤层体积模量/GPa3.53.02.52.01.55.04.54.03.53.0巷道两帮水平位移差值/mm8006004002000巷道两帮水平位移差值/mm80060040020005.04.54.03.53.0巷道宽度/m巷道高度/m7表5试验结果方差分析计算两帮水平位移差值方差时，由于顶板体积模量因素FF0.01时认为该因素对试验结果影响高度显著,F0.05FjF0.01时影响显著，F0.1FjF0.05时对试验结果有一定影响，FjF0.1时对试验结果影响相对较小。当某因素的偏差平方和很小时（通常认为FjF0.25），为提高方差分析结果的精确性，可将该因素的自由度与偏差平方和并入试验误差列，方差分析结果如表5所示。窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03（a）煤柱宽度（b）顶板体积模量（c）煤层体积模量（d）巷道宽度（e）巷道高度图3各因素对巷道顶板非均匀变形影响自由度4444448偏差平方和1 687 711.18815 230.773194 886.28267 461.25483 652.97118 617.7833 848.55煤柱宽度顶板体积模量煤层体积模量巷道高度巷道宽度误差误差F值99.7210.90011.5153.9864.934显著性高度显著不显著高度显著显著显著两帮水平位移差值自由度44444412偏差平方和508 777.3497 833.9045 703.63519 976.3828 056.3484 138.717 676.24F值86.3491.330.9683.394.762显著性高度显著不显著不显著显著显著顶板两侧垂直位移差值巷道顶板两侧垂直位移差值/mm40030020010004.03.53.05.04.5巷道宽度/m12842016煤柱宽度/m巷道顶板两侧垂直位移差值/mm4003002001000642108巷道顶板两侧垂直位移差值/mm40030020010002.52.01.53.53.0煤层体积模量/GPa顶板体积模量/GPa巷道顶板两侧垂直位移差值/mm4003002001000巷道顶板两侧垂直位移差值/mm40030020010004.03.53.05.04.5巷道高度/m8图5不同煤柱宽度巷道两帮垂直应力曲线综上，煤柱宽4 m时，煤柱内应力低于原岩应力，稳定性较差；8 m时，煤柱内应力较低，基本无应力集中；12 m时，煤柱应力显著增大，且达到峰值；1220 m，煤柱内应力峰值略有降低，但整体仍聚集较高应力。由此可知，煤柱宽8 m时，煤柱处于低应力水平，稳定性好。3.2位移分布特征不同煤柱宽度的巷道垂直位移等值线如图6所示，不同煤柱宽度的巷道顶板垂直位移分布如图7所示，由图6、图7可知，煤柱宽度4 m时，巷道顶板煤柱侧位移（858.68 mm）为实体煤侧（365.36 mm）的2.34倍，基本顶破断回转对巷道的偏转挤压作用明显，顶板两侧变形分布的非对称性显著；8 m时，煤柱侧垂直位移（605.52 mm）为实体煤侧（325.99 mm）的1.86倍；12 m时为1.41倍；随着煤柱宽度的增大，巷道顶板两侧的变形由非对称逐渐变为近似对称分布。综上，煤柱宽度4 m时，巷道顶板煤柱侧位移显著大于实体煤侧，煤柱失稳破坏；8 m时，顶板两侧的非对称变形显著改善，且煤柱稳定性较好；宽度大于8 m，顶板两侧的位移差异性逐渐降低，直至近似对称分布。因此，为改善顶板两侧的非对称变形，煤柱宽度最小应为8 m。通过数值计算对15104工作面回采后不同煤柱宽度的巷道两侧位移差值、巷道两帮应力分布、巷道围岩变形进行分析，窄煤柱的合理留设宽度最终确定为8 m。加52.333 mm和76.625 mm；煤柱宽度增加1 m，顶板两侧垂直位移差值减小20.996 mm；巷道高度和宽度增加1 m，两帮水平位移差值分别增加34.872 mm和44.055 mm。3煤柱尺寸优化由上文分析可知，煤柱宽度与煤层体积模量同属影响高度显著因素，其中，煤柱宽度是5因素中影响窄煤柱巷道非均匀变形的最关键参数。为进一步探究不同煤柱宽度下巷道应力与变形分布特征，得出最优煤柱尺寸，基于上文正交试验的数值模型进一步分析，巷道尺寸宽高=4.7 m3.5 m，模拟煤柱宽度4、8、12、16、20 m。3.1应力分布特征不同煤柱宽度的巷道垂直应力等值线如图4所示，不同煤柱宽度时巷道两帮的垂直应力分布如图5所示，由图4、图5可知，煤柱宽度4 m时，实体煤应力峰值（24.37 MPa）为煤柱（6.68 MPa）的3.65倍，垂直应力集中于实体煤，煤柱处于卸压状态，应力小于原岩应力，随煤柱宽度增大，应力逐渐由实体煤向煤柱转移。煤柱宽度8 m时，煤柱应力峰值增长到9.39 MPa；煤柱宽度12 m时，煤柱应力峰值达到最大值，此时巷道两侧集中应力较大，围岩处于应力重分布的不稳定阶段，巷道稳定性差；煤柱宽度大于16 m时，煤柱垂直应力由单峰变为双峰分布，两侧应力峰值开始降低；随着煤柱宽度的进一步增大（20 m），巷道两侧应力峰值持续降低，巷道由应力重分布的不稳定阶段逐渐趋于稳定。窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03（a）4 m（b）8 m（c）12 m（d）16 m（e）20 m图4不同煤柱宽度巷道垂直应力分布（单位：MPa）-24-20-16-12-8-40-24-20-16-12-8-40-24-20-16-12-8-40-24-20-16-12-8-40-24-20-16-12-8-40-20-15-10-50510152025303540455055距窄煤柱侧巷帮的距离/m巷道原岩应力实体煤煤柱应力/MPa252015105020 m16 m12 m8 m4 m9图7不同煤柱宽度巷道顶板垂直位移曲线4基于DIC的窄煤柱巷道相似模拟试验4.1数字图像相关方法（DIC）DIC方法的基本原理为运行相关算法之前，在散斑图选取一个合适大小的图像子区，该子区中心被设定为所感兴趣像素点，追踪子区在变形前后图像中的相对位置即可获取该点的位移矢量，同理分析散斑图其余位置子区中心位移矢量，即可得到全场位移分布，变形前后图像子区匹配示意如图8所示。图8变形前后图像子区匹配示意图DIC测量系统包括光学成像系统、光电转换传感器和数字图像处理系统，试验使用设备主要为非接触全场应变测量仪与CCD相机，测量精度可达0.01像素。试验过程中，两盏LED灯为稳定光源，试样表面的散斑图通过CCD相机拍摄并存入计算机，使用VIC-2D数字图像处理软件分析采集的散斑图，基于所选参考图像在拉格朗日坐标系中分析计算得到全场位移，基于位移场通过柯西方程计算可得全场应变，采集图像的尺寸为3 3842 704 pixels，以开挖前图像为计算的基准图像。4.2试验方案相似模拟试验采用二维相似模拟试验台，试验台长宽高=2 400 mm200 mm1 300 mm。试验几何相似比1100，容重相似比11.6，应力相似比1160，通过相似比可确定模型的力学强度和材料配比。试验选用细沙为骨料，石灰、石膏为胶结材料，与水按不同配比均匀混合，模拟不同强度的煤岩层，模型试验前按每种配比制作3个50 mm100 mm标准试件，测量模拟煤岩层单轴抗压强度。15#煤埋深345 m，模型铺设高度1 300 mm，模拟130 m煤岩层，上覆215 m岩层通过在模型顶部施加相应重量的配重块模拟。将按配比混合均匀的相似模拟材料分层铺设于试验台并夯实，每层厚度1.52.0 cm，层间放入适量云母片模拟煤岩层层理。相似模型表面的散斑图是传递表面位移应变的载体，表面散斑的质量直接影响测量精度。裁剪1 cm2左右的黑色卡纸固定于模型表面，构成相似模型表面散斑场，散斑间距11.5 cm。黑色卡纸保证散斑图的高对比度，不规则的散斑形状保证散斑图的非重复性、各向同性以及测试结果的广泛性。散斑的布置区域尺寸1 600 mm800 mm（见图9(a)）。为降低边界效应，在距模型左边界60 cm处开挖4.7 cm3.5 cm的巷道，巷道右侧留设8 cm窄煤柱，左帮为实体煤帮，右帮为窄煤柱帮（见图9(b)）。4.3垂直位移场分析从左向右开挖回采煤层，当煤层回采至20 m，直接顶开始断裂、垮落。随煤层采出面积的增大，上覆岩层的悬露长度逐渐增加，并随采动弯曲、下沉和垮落。煤层回采过程中，覆岩呈周期性破断特征，上覆岩层位移场向采空区转移，窄煤柱巷道处于采空区边缘“悬臂梁”结构的影响范围内，巷道围岩变形必然具有其特定的规律，工作面煤层开挖垂直位移场演化过程如图10所示。窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03（a）4 m（b）8 m（c）12 m（d）16 m（e）20 m图6不同煤柱宽度巷道垂直位移分布（单位：m）-2.4-2.0-1.6-1.2-0.8-0.40-2.4-2.0-1.6-1.2-0.8-0.40-1.2-1.0-0.8-0.6-0.4-0.20-0.6-0.5-0.4-0.3-0.2-0.10-0.6-0.5-0.4-0.3-0.2-0.10巷道顶板水平距离/m实体煤侧煤柱侧20 m16 m12 m8 m4 m121086420-2-4位移/mm0-200-400-600-800-1 000-1 200-1 400(b)变形后参考图像子区(a)变形前变形后的图像子区xxxyyyp(x,y)o10（a）10 m（b）20 m（c）30 m（d）40 m（e）50 m（f）60 m（g）70 m（h）80 m（i）90 m（j）100 m（k）110 m（l）120 m图10工作面覆岩垂直位移场演化规律（单位：mm）（a）散斑点布置（b）工作面开挖图9散斑点布置与工作面开挖4.4应变分析煤层回采20、40、60、80、100 m时窄煤柱巷道两帮垂直应变分布如图11、图12所示，应变曲线中正值代表拉伸，负值代表压缩。由图12（a）可知，随着煤层回采，窄煤柱巷道实体煤帮测点压缩应变逐渐增大，由于煤帮应力集中显著，导致垂直应变增大。随着应力向煤帮深部发展，测点应变减小，距煤帮4.8 m时趋于稳定。由图12（b）可知，巷道煤柱帮垂直方向平均压缩应变（0.011）为实体煤（0.005）的2.20倍。应变随煤层的逐渐回采而增大，测点应变向煤帮深部发展时逐渐减小，距煤帮2.5 m时趋于0，在58 m内，压缩应变逐渐增大，最大值为0.058。由图12（a）可知，随煤层回采，窄煤柱巷道实体煤帮测点水平拉伸应变随之增大，随着应力向煤帮深部发展，测点应变逐渐减小，距煤帮6.5 m时趋于0。由图12（b）可知，巷道煤柱帮水平方向平均拉伸应变（0.013）为实体煤（0.009）的1.44倍，拉伸应变随煤层回采而增大，随着应力向煤帮深部发展，测点应变逐渐减小，距煤帮2 m时趋于0，在58 m内，压缩应变呈增大趋势，最大值0.035。由图11、图12可知，由于煤层回采后关键块断裂回转对窄煤柱巷道的偏转挤压，巷道两帮应变分布呈现非对称性。窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03LED灯实体煤窄煤柱窄煤柱巷道-0.044-0.070 6-0.097 2-0.123 8-0.150 4-0.177-0.203 6-0.230 2-0.256 8-0.283 4-0.31-0.026-0.056 4-0.086 8-0.117 2-0.147 6-0.178-0.208 4-0.238 8-0.269 2-0.299 6-0.33-0.096-0.131 8-0.167 6-0.203 4-0.239 2-0.275-0.310 8-0.346 6-0.382 4-0.418 2-0.454-0.08-0.150 5-0.221-0.291 5-0.362-0.432 5-0.503-0.573 5-0.644-0.714 5-0.785-0.15-0.227 5-0.305-0.382 5-0.46-0.537 5-0.615-0.692 5-0.77-0.847 5-0.925-0.195-0.28-0.365-0.45-0.535-0.62-0.705-0.79-0.875-0.96-1.045-0.2-0.38-0.56-0.74-0.92-1.1-1.28-1.46-1.64-1.82-2-0.2-0.38-0.56-0.74-0.92-1.1-1.28-1.46-1.64-1.82-2-0.2-0.38-0.56-0.74-0.92-1.1-1.28-1.46-1.64-1.82-2-0.2-0.38-0.56-0.74-0.92-1.1-1.28-1.46-1.64-1.82-2-0.2-0.38-0.56-0.74-0.92-1.1-1.28-1.46-1.64-1.82-2-0.2-0.38-0.56-0.74-0.92-1.1-1.28-1.46-1.64-1.82-211（a）巷道实体煤帮垂直应变分布（b）巷道窄煤柱帮垂直应变分布图11窄煤柱巷道实体煤帮及煤柱帮垂直应变（a）巷道实体煤帮水平应变分布（b）巷道窄煤柱帮水平应变分布图12窄煤柱巷道实体煤帮及煤柱帮水平应变5差异化支护方案综合现场调研、正交试验、数值模拟、相似模型实验，得出15104窄煤柱巷道非均匀变形破坏机制：（1）原方案煤柱宽度较小，作为关键块模型中砌体梁支点的窄煤柱受煤层采动、基本顶断裂回转及巷道掘进影响严重失稳破坏，难以有效支撑顶板，巷道非均匀变形破坏严重；（2）煤体强度低，煤质松软，巷道受非对称覆岩运动及巷道掘进影响，矿压非对称显现剧烈，本工作面回采时，巷道的非均匀破坏将进一步恶化；（3）锚杆锚索对称布置的支护方案未针对性强化控制窄煤柱帮和煤柱侧顶板等非均匀变形初始破坏部位，致使巷道局部支护密度不足，无法形成有效支护体系。针对窄煤柱巷道非均匀变形的破坏机制与控制难点，提出差异化支护方案，方案如图13所示。(1)由于煤体强度低，煤质松软，而窄煤柱作为关键块模型中砌体梁的支点，受煤层采动、基本顶破断回转及巷道掘进影响显著，极易变形破坏，因而在窄煤柱帮原有锚杆支护上，增加2根17.8 mm4 500 mm锚索，间排距1 600 mm1 600 mm，与帮锚杆间隔布置，锚杆锚索共同作用，控制窄煤柱帮内挤量，且在窄煤柱帮喷射100 mm厚C20混凝土喷层，并于壁后注浆，注浆压力23 MPa，注浆材料为水泥-水玻璃；(2)由于窄煤柱巷道煤柱侧顶板变形显著大于实体煤侧，在原顶板支护基础上，距窄煤柱750 mm增加1根17.8 mm7 000 mm锚索，排距1 600 mm，该锚索与原有2根对称锚索间隔布置，顶板长锚索可锚固到巷道顶板塑性区外的深部稳定岩层，差异化的锚索布置可有效控制顶板冒落、台阶错动等非均匀破坏。图13窄煤柱巷道差异化支护方案以15106工作面窄煤柱巷道为试验巷道，应用差异化支护技术，煤柱宽度8 m，对该巷道进行为期90 d的监测，由监测结果可得，巷道掘进期间窄煤柱帮最大位移163 mm，实体煤帮最大位移104 mm，顶板最大变形126 mm；回采期间巷道窄煤柱帮最大位移524 mm，实体煤帮最大位移392 mm，顶板最大变形469 mm。采用差异化支护方案后巷道窄煤柱帮内挤、顶板台阶错动等非均匀大变形得到有效控制，取得了良好的支护效果。6结语（1）基于沿空巷道上覆岩体关键块理论设计正交试验，通过极差与方差分析，确定了5因素对巷道两帮水平位移差值与顶板两侧垂直位移差值影响的显著程度，煤柱宽度是5因素中影响窄煤柱巷道非均匀变形的最关键参数，并得出窄煤柱巷道非均匀变形的多元线性回归模型。（2）通过数值模拟分析了不同煤柱宽度时巷道围岩应力及位移的非均匀演变规律，最终确定煤柱宽度为8 m，并通过现场实验验证了8 m煤柱的合理性。窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.038765432187654321距左帮距离/m87654321距右帮距离/m87654321距左帮距离/m距右帮距离/m20 m40 m60 m80 m100 m0.0040.0020.000-0.002-0.004-0.006应变20 m40 m60 m80 m100 m0.010.00-0.01-0.02-0.03-0.04-0.05-0.06应变20 m40 m60 m80 m100 m0.0100.0080.0060.0040.0020.000-0.002应变20 m40 m60 m80 m100 m0.020.010.00-0.01-0.02-0.03-0.04应变锚索17.87 000间排距1 6001 600锚杆202 300间排距800800204 700350800800 800800 8003501 60015080080080080015015锚索17.84 500间排距1 6001 600锚杆202 300间排距8008004 5004 7003 4003 500混凝土喷层12窄煤柱巷道非均匀变形因素及稳定性控制李壮壮，等第42卷第03期Vol.42 No.03（3）DIC在采场覆岩移动相似模拟试验中具有非接触、高精度、全场测量等优势，得到的位移场与应变场能良好地表征窄煤柱巷道的非均匀变形规律。对采场覆岩的位移场与应变场分析可得，随着回采长度增加，窄煤柱巷道上覆岩层位移场向采空区侧转移，位移场非均匀分布，窄煤柱巷道两侧应变分布的非对称性愈加显著。（4）综合现场调研、正交试验、数值模拟、相似模型试验的分析结果，得出窄煤柱巷道的非均匀变形破坏机制。针对窄煤柱巷道的非均匀变形提出差异化支护方案，由15106工作面窄煤柱巷道监测结果可知，差异化支护技术可有效控制巷道的非均匀变形。参考文献：1张广超,何富连,来永辉,等.高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术J.煤炭学报,2016,41(9):2188-2194.2柏建彪,王卫军,侯朝炯,等.综放沿空掘巷围岩控制机理及支护技术研究J.煤炭学报,2000(5):478-481.3李学华,张农,侯朝炯.综采放顶煤面沿空巷道合理位置确定J.中国矿业大学学报,2000(2):186-189.4陈正拜,李永亮,杨仁树,等.窄煤柱巷道非均匀变形机理及支护技术J.煤炭学报,2018,43(7):1847-1857.5马念杰,赵希栋,赵志强,等.深部采动巷道顶板稳定性分析与控制J.煤炭学报,2015,40(10):2287-2295.6张农,李学华,高明仕.迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用J.岩石力学与工程学报,2004(12):2100-2105.7高富强,王兴库.岩体力学参数敏感性正交数值模拟试验J.采矿与安全工程学报,2008(1):95-98.8种照辉,李学华,姚强岭,等.基于正交试验煤岩互层顶板巷道失稳因素研究J.中国矿业大学学报,2015,44(2):220-226.9付玉凯,鞠文君.影响软岩巷道变形因素的正交数值模拟试验研究J.采矿与安全工程学报,2013,30(6):812-816,827.10肖同强,李怀珍,支光辉.深部厚顶煤巷道围岩稳定性相