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摘 要：针对巷道开挖后保护煤柱随时间变迁强度持续降低的现象，以米箩矿3213工作面回采巷道保护煤柱为研究对象。采取工程地质调查、理论分析等手段。分析了固载状态煤岩体流变破坏机理，提出新型巷道煤柱设计方式。工程实践研究表明：根据煤柱流变趋势设计保护煤柱既能极大提高巷道安全性同时减少煤柱的损失。
关键词：岩石流变;流变特性;非线性;煤柱设计;长期强度;
1 引 言
在煤炭开采过程中，为保证巷道通风，运输安全通常会设置一定宽度的保护煤柱。随着巷道服务的年限的增长，保护煤柱会设计得越来越宽。这种设计考虑到顶板下沉等其他因素，还可以表明时间的变化对煤柱的强度有较强的影响，即保护煤柱的强度会随时间推移而逐渐降低。
本文基于米箩矿3213工作面回采巷道为工程研究背景，对由于煤柱流变造成顶板下降，支撑压力升高巷道围岩破坏变性进行研究。提出根据巷道使用年限合理设计煤柱宽度，在减少煤柱损失的同时提高巷道的安全性。
2 概 况
岩石流变在煤柱支护中的理论研究
岩石在形成过程中由于各种原因会形成诸如气泡、节理以及发育裂隙等组织结构，使其在长期受压过程中会发生微弱变形，尤其是软弱岩体以及泥沙填充物和夹层破碎带蠕变性质更为显著[1]。
2.1 物理模型的建立
根据煤岩体在载荷σ1>σ2>σ3>┄>σ7
的实验基础上，绘制非线性蠕变的曲线。以此来确定每条曲线达到破坏前的应变值ε所经历的时间，如图一所示。以纵坐标表示煤岩体所受应力σ，横坐标表示到达破坏前所经历的时间t，作煤岩体在固载状态下，强度随时间变化曲线图，以此来确立煤岩体长期强度，如图2所示。
根据长期强度曲线图，可用指数型经验方程表示
公式中为由实验确定的经验常数，本式中取值为0.1。
2.2 煤柱设计公式的确立
根据抛物线型强度准则理论[6]，最小煤柱的宽度计算公式为：
式中：A，B分别为抛物线型Mohr强度公式的参数。d为采动影响因子，取值一般为1.5～3.0。M为煤层厚度，m;为煤柱塑性流变强度，Mpa;为约束应力，Mpa;Px为支护强度，Mpa;
将置换为σt同时不考虑人为支护，即px为0。煤柱设计宽度为：
3 工程实践
水城矿业集团米箩矿83-1煤层302盘区4108巷道3213工作面回采巷道设计长度为1024m，煤层厚度大，其间又常夹透镜状的厚煤层而形成一含煤富集带。上距65煤层112.5～57.6m，一般72m。煤层厚度大且稳定，为4.14～0.71m，一般厚度为2.14m。全区可采，是煤层系中厚度最大的煤层，其厚度有沿倾向增大的趋势。煤层结构较复杂，煤层含有1～5层夹矸，一般都含有2～4层夹矸，其中有两层为高岭石泥岩，分布在中上部。属稳定的全区可采煤层。煤层顶底板均以碳质粘土岩为主。
煤层中的高岭石泥岩夹矸及由这两层夹矸把煤层分成：下分层厚度最大，上分层次之，中分层最小的典型而稳定的结构，是确定该煤层的可靠依据。煤层厚度大，顶板厚度大，顶板粉砂岩泥岩（厚度一般大于10m）夹丰富的薄层状菱铁矿结核（通称“排骨层”）也是该煤层的对比标志之一。
根据当地地质条件和实验室煤岩力学实验结果得出煤柱相关力学参数。将数据带入公式进行计算，同时考虑米箩矿三软地质条件和普采工程技术，安全系数设置为2.5，采动系数数设为1.9。可得煤柱设计宽度为2.62m。
3213工作面回采巷道采用如上煤柱设计方法，通过后期6个月的位移监测表明在受到长期地应力和煤层采动力影响下：巷道顶底板、两帮的位移量少量增加。顶板最大位移量为108mm，两帮最大位移量为78mm，均在安全范围内。煤柱设计宽度为2.62m较原来减少0.38m，煤炭增产1207.5t，取得了较好的经济效果。实践证明使用新式煤柱设计法，巷道支护效果较好，经济效益明显，为矿区的矿区可持续发展创造了良好的条件。
4 结论
基于岩石流变理论对煤岩体在固定载荷下随时间破坏基理进行描述，建立煤岩体流变破坏力学模型。结合当地地质条件，进行物理相似模拟并推导出相应的煤柱宽度设计公式。
通过对米箩矿3213工作面回采巷道6个月后期位移监测表明：在受到持续地应力和煤层采动力影响下，巷道顶板最大位移量为108mm，两帮最大位移量为78mm，均在安全范围内。这表明本文所建立的煤岩体流变力学模型、煤柱设计公式推导比较合理。
煤岩体在不同载荷下强度随时间变化曲线表明，在固定载荷下煤岩体强度随时间呈指数型下降，最后逐渐趋于平缓达到煤岩体长期强度值。根据煤岩体强度变化趋势和巷道使用要求合理设计出来的煤柱宽度可以在确保巷道安全性的同时最大限度的降低煤岩损失，同时也为今后类似情况下煤柱合理宽度的设计提供了借鉴。
参考文献
[1] 孙 钧.岩石流变力学及其工程应用研究的若干进展[J].岩石力学与工程学报，2007，26（6）：1081-1104.
[2] 孙 钧，王贵军.岩石流变力学研究的若干进展[C]//中國岩石力学与工程—世纪成就.南京：河海大学出版社，2004：123-146.
关键词：岩石流变;流变特性;非线性;煤柱设计;长期强度;
1 引 言
在煤炭开采过程中，为保证巷道通风，运输安全通常会设置一定宽度的保护煤柱。随着巷道服务的年限的增长，保护煤柱会设计得越来越宽。这种设计考虑到顶板下沉等其他因素，还可以表明时间的变化对煤柱的强度有较强的影响，即保护煤柱的强度会随时间推移而逐渐降低。
本文基于米箩矿3213工作面回采巷道为工程研究背景，对由于煤柱流变造成顶板下降，支撑压力升高巷道围岩破坏变性进行研究。提出根据巷道使用年限合理设计煤柱宽度，在减少煤柱损失的同时提高巷道的安全性。
2 概 况
岩石流变在煤柱支护中的理论研究
岩石在形成过程中由于各种原因会形成诸如气泡、节理以及发育裂隙等组织结构，使其在长期受压过程中会发生微弱变形，尤其是软弱岩体以及泥沙填充物和夹层破碎带蠕变性质更为显著[1]。
2.1 物理模型的建立
根据煤岩体在载荷σ1>σ2>σ3>┄>σ7
的实验基础上，绘制非线性蠕变的曲线。以此来确定每条曲线达到破坏前的应变值ε所经历的时间，如图一所示。以纵坐标表示煤岩体所受应力σ，横坐标表示到达破坏前所经历的时间t，作煤岩体在固载状态下，强度随时间变化曲线图，以此来确立煤岩体长期强度，如图2所示。
根据长期强度曲线图，可用指数型经验方程表示
公式中为由实验确定的经验常数，本式中取值为0.1。
2.2 煤柱设计公式的确立
根据抛物线型强度准则理论[6]，最小煤柱的宽度计算公式为：
式中：A，B分别为抛物线型Mohr强度公式的参数。d为采动影响因子，取值一般为1.5～3.0。M为煤层厚度，m;为煤柱塑性流变强度，Mpa;为约束应力，Mpa;Px为支护强度，Mpa;
将置换为σt同时不考虑人为支护，即px为0。煤柱设计宽度为：
3 工程实践
水城矿业集团米箩矿83-1煤层302盘区4108巷道3213工作面回采巷道设计长度为1024m，煤层厚度大，其间又常夹透镜状的厚煤层而形成一含煤富集带。上距65煤层112.5～57.6m，一般72m。煤层厚度大且稳定，为4.14～0.71m，一般厚度为2.14m。全区可采，是煤层系中厚度最大的煤层，其厚度有沿倾向增大的趋势。煤层结构较复杂，煤层含有1～5层夹矸，一般都含有2～4层夹矸，其中有两层为高岭石泥岩，分布在中上部。属稳定的全区可采煤层。煤层顶底板均以碳质粘土岩为主。
煤层中的高岭石泥岩夹矸及由这两层夹矸把煤层分成：下分层厚度最大，上分层次之，中分层最小的典型而稳定的结构，是确定该煤层的可靠依据。煤层厚度大，顶板厚度大，顶板粉砂岩泥岩（厚度一般大于10m）夹丰富的薄层状菱铁矿结核（通称“排骨层”）也是该煤层的对比标志之一。
根据当地地质条件和实验室煤岩力学实验结果得出煤柱相关力学参数。将数据带入公式进行计算，同时考虑米箩矿三软地质条件和普采工程技术，安全系数设置为2.5，采动系数数设为1.9。可得煤柱设计宽度为2.62m。
3213工作面回采巷道采用如上煤柱设计方法，通过后期6个月的位移监测表明在受到长期地应力和煤层采动力影响下：巷道顶底板、两帮的位移量少量增加。顶板最大位移量为108mm，两帮最大位移量为78mm，均在安全范围内。煤柱设计宽度为2.62m较原来减少0.38m，煤炭增产1207.5t，取得了较好的经济效果。实践证明使用新式煤柱设计法，巷道支护效果较好，经济效益明显，为矿区的矿区可持续发展创造了良好的条件。
4 结论
基于岩石流变理论对煤岩体在固定载荷下随时间破坏基理进行描述，建立煤岩体流变破坏力学模型。结合当地地质条件，进行物理相似模拟并推导出相应的煤柱宽度设计公式。
通过对米箩矿3213工作面回采巷道6个月后期位移监测表明：在受到持续地应力和煤层采动力影响下，巷道顶板最大位移量为108mm，两帮最大位移量为78mm，均在安全范围内。这表明本文所建立的煤岩体流变力学模型、煤柱设计公式推导比较合理。
煤岩体在不同载荷下强度随时间变化曲线表明，在固定载荷下煤岩体强度随时间呈指数型下降，最后逐渐趋于平缓达到煤岩体长期强度值。根据煤岩体强度变化趋势和巷道使用要求合理设计出来的煤柱宽度可以在确保巷道安全性的同时最大限度的降低煤岩损失，同时也为今后类似情况下煤柱合理宽度的设计提供了借鉴。
参考文献
[1] 孙 钧.岩石流变力学及其工程应用研究的若干进展[J].岩石力学与工程学报，2007，26（6）：1081-1104.
[2] 孙 钧，王贵军.岩石流变力学研究的若干进展[C]//中國岩石力学与工程—世纪成就.南京：河海大学出版社，2004：123-146.