1、江西煤炭科技2023年第1期摘要：以开滦东欢坨矿2 3 2 7工作面回风巷为工程背景，基于能量耗散理论进行沿空掘巷煤柱宽度留设研究。利用热力学第一定律和广义胡克定律构建能量耗散力学模型，揭示煤岩体破坏的内在机理，即岩体单元耗散能超过自身临界值是煤岩体发生破坏的根本原因，基于极限平衡理论计算煤柱合理宽度为4.7 1m；利用FLAC3 D二次开发，进行不同煤柱宽度能量耗散数值模拟，确定5m煤柱为能量耗散峰值拐点，为合理的煤柱宽度，可为矿井实际生产提供指导。关键词：沿空掘巷；煤柱宽度；热力学第一定律；广义胡克定律；能量耗散理论中图分类号：TD3 2 2+.3文献标识码：A文章编号：1 0 0 6-2
2、 5 7 2（2 0 2 3）0 1-0 0 4 6-0 4Study on Coal Pillar Width Setting for Gob-side Entry Driving Based on Energy Dissipation TheoryJia Guozhong(Shanxi Shuozhou Pingluqu Lanhua Yongsheng Coal Industry Co.,Ltd.,Shuozhou,Shanxi 036803)Abstract:Taking the return air roadway of 2327 working face in Kailuan Do
3、nghuantuo Colliery as the engineering background,the paper studies coal pillar width setting for gob-side entry driving based on energy dissipation theory and establishes an energydissipation mechanical model to reveal the internal mechanism of coal and rock mass destruction based on the first law o
4、fthermodynamics and the generalized Hookes law,that is,the basic reason for the failure of coal and rock mass is that thedissipated energy of rock mass element exceeds its critical value.Based on the limit equilibrium theory,the reasonable size ofcoal pillar is calculated to be 4.71 m,and the numeri
5、cal simulation of energy dissipation of different coal pillar widths is carriedout by using FLAC3Dsecondary development,and the 5 m coal pillar is determined to be the inflection point of energy dissipationpeak and the reasonable coal pillar size,which can provide guidance for actual mine production
6、.Key words:gob-side entry driving;coal pillar width;the first law of thermodynamics;Generalized Hookes law;energydissipation theory基于能量耗散理论沿空掘巷煤柱宽度留设探讨贾国忠（山西朔州平鲁区兰花永胜煤业有限公司，山西朔州0 3 6 8 0 3）随着我国国民经济的快速发展，煤炭资源消耗逐年提升，而我国大多数矿井当前已处于深部开采阶段，随着采深不断增加，高温、高压、采动影响等问题日益突出，煤炭采出率不断降低，因此如何高效回采已经成为深部矿井开采研究的重要课题1-2。
7、沿空掘巷作为无煤柱开采的一项主要技术，可分为无煤柱开采和留窄煤柱开采3，相对于无煤柱开采，留窄煤柱开采方式限制条件较少，因而在矿井生产中得到广泛应用。通过留设窄煤柱隔离采空区，不仅使巷道布置在侧向支承应力低应力区，有效改善了巷道的应力环境，同时极大地减少煤炭资源浪费，提高矿井煤炭回收率。因此，合理的煤柱宽度是留窄煤柱沿空掘巷的关键内容4-6。针对沿空掘巷窄煤柱留设，国内外学者进行了广泛研究。常聚才7等人利用现场试验、数值模拟和理论分析等方法进行综放条件下沿空掘巷煤柱宽度进行研究，获得了煤体沿倾向应力的变化规律，并进行应力场、位移场和塑性破坏的内容分析，综合确定煤柱宽度；王统海8等人以深井厚煤层
8、为研究对象，利用极限平衡理论建立煤柱力学模型并求出合理煤柱宽度，通过数值模拟对6种不同宽度煤柱进行应力场、位移场和塑性区演化内容分析，确定5m煤柱宽度；和树栋9等人利用数值模拟进行不同宽度煤柱的垂直应力和塑性区演化分析，揭示煤柱宽度与围岩运动特征之间的关系，确定合理煤柱宽度，并通过理论分析进行合理煤柱宽度的验证；徐春虎1 0等人针对塔山矿工作面原有煤柱留设过宽，造成煤柱资源浪费的情况，通过极限平衡法进行分析，并进行数值模拟推演计算，确定8m的煤柱宽度，有效改善了巷道围岩变形状况；刘宜平1 1等人基于极限平衡法分析确定煤柱塑性区等的分布，确定煤柱理论宽度，并利用钻孔应力监测系统进行煤柱内部支承压
9、力分布规律的监测，验证煤柱宽度的有效性。4 6江西煤炭科技2023年第1期上述研究极大丰富了沿空掘巷煤柱留设的理论实践，但多集中于通过理论分析然后利用数值模拟进行各应力场或位移场等验证，缺少对煤柱破坏的本 质原理的研 究和相应验 证方法。围岩体的破坏过程是能量耗散的过程，即巷道开挖后，围岩体由三向受力转变为双向受力，其过程表现为积聚在煤 岩体内部的 弹性能释放，当围岩体吸收的能量高于自身可吸收能量的极限值时，围岩体发生破坏1 2。以开滦东欢坨矿2 3 2 7工作面回风巷为工程背景，基于能量耗散法进行沿空掘巷煤柱留设宽度研究，为矿井安全生产提供指导。1工程背景1.1工程概况开滦东欢坨矿2 3 2
10、 7工作面开采2#煤层，煤层平均厚度4.2m，煤层倾角平均1 6，平均埋深6 3 4m。2#煤层直接顶为细粉砂岩，平均厚度2.2 5m，基本顶为粉砂岩，平均厚度为5.0 5m，直接底为粉砂岩，平均厚度1.9m，老底为细粒砂岩，平均厚度5.0 2m。1.2支护方式2 3 2 7工作面回风巷采用异形断面，沿煤层底板掘进，采用锚杆+菱形金属网+钢带+锚索支护，巷道巷宽4 0 0 0mm，左帮高31 5 0mm，右帮高44 5 0mm。顶板均选用2 2.5mm24 0 0mm高强锚杆，排距8 0 0 1 0 0mm，间距7 0 0 1 0 0mm；顶部布置2 2mm80 0 0mm锚索，排距不大于35
11、 0 0mm，间距1 5 0 0 1 0 0mm，一组两根，顶板钢带选用7孔钢筋梯子；帮部锚杆选用2 0mm18 0 0mm右旋等强锚杆，排距8 0 0 1 0 0mm，间距8 5 0 1 0 0mm，同时布置2 0mm30 0 0mm锚索，排距8 0 0 1 0 0mm，距顶12 0 0 15 0 0mm，一组一根，巷道具体布置如图1所示。图1回风巷道断面支护2煤柱合理宽度理论分析2.1能量耗散理论巷道采掘扰动改变了煤岩体原有平衡状态，使得应力重新分布，在应力重分布过程中伴随着能量积聚和释放等能量运动过程，其中能量耗散集中反映了岩石内部微裂隙发展，强度弱化并到最后消失的整个过程，因此可以通过
12、能量耗散量的大小来间接体现岩体原始强度衰减的程度1 3。为了进一步简化能量模型，假设在对单位体积岩体做功过程中不产生热量交换，则基于热力学第一定律有：Ud=U-Ue（1）式中：U为外力功所产生的总输入能量，k J；Ud为单位体积煤岩体耗散能，k J；Ue为单位体积煤岩体可释放弹性应变能，k J。图2岩石的加卸载应力应变曲线如图2所示，在岩石加卸载过程中，当应力达到1时，岩石变形量为1，则外力功的总输入量为圆滑曲线OP与应变轴Oi所围成面积，岩体内部可释放弹性应变能密度为Uie，即图中2P直线与应变轴Oi所围成面积，因此，岩石内部耗散能密度为Uid，即区域OP2所围成的面积。Uid=10idi-
13、12idi（2）Uie=12idi=12idi1，2（3）Ue=ni=1Uie（4）式中：1为应力1对应的应变值，mm；2为应力由1卸载至0时对应的残余应变值，mm。为进一步研究岩体耗散能变化情况，基于广义胡克定律，在非线性加载过程中，岩体线性卸载过程中的可释放弹性应变能则有：（5）式中：1，2，3为3个主应力，M P a；E0为煤岩体的初始弹性模量；C为煤岩体的初始泊松比。结合式（1）和式（5）可知，随着岩体单元可释4 7江西煤炭科技2023年第1期放弹性应变能Ue的减小，单元耗散能Ud逐渐增大，直至达到岩体破坏所需的表面能临界值时，岩体发生破坏，可释放弹性应变能Ue以表面能的形式释放。当破
14、坏岩体单元达到一定数量时，岩体发生整体性破坏1 4。为获取煤柱内部能量变化过程，基于F L A C3 D软件编写可释放弹性应变能程序，并以T e c p l o t软件显示。2.2煤柱理论宽度分析基于文献7可知，巷道煤柱极限平衡区宽度（6）式中：m为工作面采高，m；为煤层倾角，；A为侧压系数，A=/（1-），为泊松比；0为煤体平均体积力，M P a；c为煤岩体单轴抗压强度，M P a；为煤岩流变系数；Px为上区段工作面巷道煤帮的支护阻力，M P a。基于矿井实际情况，取m=4.2m，=1 6，C0=3.0M P a，A=0.7，Px=0.6M P a，0=3 2，=0.2 5M N/m3，=0
15、.7 6，c=2 3M P a，计算得煤柱极限宽度为2.2 9m。因此，合理留设煤柱宽度为：B=x1+x2+x3（7）式中：x1为极限破坏范围，m；x2为巷帮侧锚杆有效长度，m；x3为安全有效宽度，m。一般为x1+x2之和的1 0%2 0%。结合前述内容可知x1=2.2 9m，x2=1.8m，则x3=0.1 5（3.3 5+1.8）=0.6 2m，故煤柱留设宽度B=4.7 1m。3煤柱能量耗散模拟分析模拟宽度5 0 0m3 0 0m2 0 0m，模型除顶部外，其余边界均固定，顶部施加1 4.2M P a垂直应力，模拟参数如表1所示。表1岩层模型模拟参数模拟取4m、5m、6m、7m等宽度煤柱进行
16、能量耗散模拟，获得如图3所示不同宽度煤柱能量耗散分布图。（a）4 m煤柱（b）5 m煤柱（c）6 m煤柱（d）7 m煤柱图3不同宽度煤柱能量耗散模拟分析图3可知，当窄煤柱宽度为4m时，煤柱内部可释放弹性应变能最大值4 3 5.2 1k J，煤柱内部整体可释放弹性应变能平均值2 0 2.8 4k J。当煤柱增加至5m时，煤柱内部可释放弹性应变能最大 值4 6 3.1 9k J，可 释 放 弹 性 应 变 能 平 均 值2 1 5.5 0k J，相较于4m煤柱，能量最大值增长岩层密度/（kgm-3）体积模量/GPa剪切模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/细粒粉砂岩25 0 03.5 72.0 44.4 04 2泥岩20 0 03.7 72.2 64.0 03 6细粉砂岩24 0 03.5 72.0 44.6 04 2腐泥质黏土岩20 0 02.8 31.7 02.4 03 22#煤14 0 04.0 22.3 03.0 03 2粉砂岩25 0 02.9 62.1 34.0 04 2细粒砂岩25 0 02.8 61.6 33.8 04 24 8江西煤炭科技2023年第1期巷道支护参数优化设计
