徐仁桂，翟春佳，劉麗民，李常浩

（1.內(nèi)蒙古煤炭科學(xué)研究院有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 呼和浩特 010010；2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京）能源與礦業(yè)學(xué)院，北京100083；3.潞安集團(tuán)余吾煤業(yè)有限公司，山西 長(zhǎng)治 046103）

沿空掘巷時(shí)留窄煤柱不僅能提高煤炭資源開采率和利用率，同時(shí)有利于巷道及上覆巖層穩(wěn)定[1-4]。若煤柱寬度留設(shè)不合理，在巷道掘進(jìn)過程中可能伴隨有嚴(yán)重片幫、冒頂?shù)鹊V壓顯現(xiàn)，嚴(yán)重時(shí)甚至引發(fā)動(dòng)壓災(zāi)害[5-6]。以往研究中，很多專家學(xué)者通過理論分析、數(shù)值模擬的手段圍繞沿空巷道合理布置位置做了許多研究，分析了基本頂斷裂位置以及護(hù)巷窄煤柱寬度對(duì)于沿空巷道圍巖的影響及應(yīng)用情況。但是以往研究大多以垂直應(yīng)力作為圍巖穩(wěn)定性的判定標(biāo)準(zhǔn)，且沿空巷道多以矩形或拱形巷道為研究基礎(chǔ)[7-9]?，F(xiàn)實(shí)地質(zhì)條件較為復(fù)雜，通常情況地殼運(yùn)動(dòng)以水平運(yùn)動(dòng)為主，構(gòu)造應(yīng)力也主要由相互擠壓的壓應(yīng)力體現(xiàn)，而忽略水平應(yīng)力及切應(yīng)力的影響而直接采用垂直應(yīng)力去評(píng)價(jià)巷道圍巖破壞程度是存在一定缺陷的。偏應(yīng)力第二不變量作為剪應(yīng)力及畸變量大小的表征單位，應(yīng)用于判定巖體剪切破壞和完整性程度顯得更為貼切[10-11]。因此，基于偏應(yīng)力第二不變量為判斷標(biāo)準(zhǔn)，應(yīng)用FLAC3D模擬軟件對(duì)于傾斜煤層條件下沿空梯形巷道條件下煤柱合理寬度的研究，有助于進(jìn)一步揭示沿空巷道圍巖應(yīng)力分布及變形機(jī)理，進(jìn)而對(duì)梯形巷道合理煤柱寬度的選擇奠定了基礎(chǔ)。

1 工作面工程地質(zhì)概況

神華寧東礦區(qū)羊場(chǎng)灣煤礦設(shè)計(jì)可采儲(chǔ)量455.38 Mt，其主采2#煤層全井田內(nèi)賦存穩(wěn)定，煤層為厚至特厚煤層，煤厚為 8.2～10.7 m，傾角為 15°～27°，屬于大傾角。井田內(nèi)130205 工作面位于井田東部，采用分層開采，其埋深達(dá) 587.1～726.7 m。煤層絕對(duì)瓦斯涌出量?jī)H為2.89 m3/min，屬于低瓦斯煤層。羊場(chǎng)灣煤礦130205 工作面平面位置關(guān)系如圖1。

圖1 130205 工作面平面位置關(guān)系圖Fig.1 Plane position diagram of 130205 working face

2 沿空巷道煤柱寬度理論

2.1 基本頂側(cè)向破斷位置

當(dāng)某一工作面回采后，其采空區(qū)上方的直接頂垮落充填于采空區(qū)內(nèi)，而直接頂上方的基本頂將會(huì)沿著煤層傾向發(fā)生側(cè)向破斷。破斷后形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)，且由采空區(qū)矸石和邊緣位置煤體共同承擔(dān)形成穩(wěn)定結(jié)構(gòu)。根據(jù)宋振騏院士提出的支承應(yīng)力“內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”理念[12-13]，可知將會(huì)沿著采空區(qū)邊緣形成力學(xué)結(jié)構(gòu)體，“內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”分布圖如圖2。

圖2 “內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”分布圖Fig.2 Distribution of“internal and external stress field”

對(duì)圖2 的“內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”分布圖進(jìn)行簡(jiǎn)化，得到的基本頂側(cè)向破斷后的力學(xué)模型簡(jiǎn)圖如圖3。

圖3 基本頂側(cè)向破斷力學(xué)模型Fig.3 Mechanical model of basic roof lateral rupture

根據(jù)圖3 可知，當(dāng)煤層傾角為θ 時(shí)，內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中與煤壁邊緣距離為x 處的支承應(yīng)力σy（x）為：

式中：Gx為在內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中距離煤壁x 處煤層的剛度，Pa；yx為在內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中距離煤壁x 處煤體的壓縮量，m。

經(jīng)研究表明，在煤體邊緣處具有最大壓縮量，煤壁承受上區(qū)段采空區(qū)矸石的擠壓力以及上覆巖層的重力載荷，煤壁外側(cè)產(chǎn)生塑性變形并始終處于低應(yīng)力狀態(tài)，該部位煤體在水平壓力下保持穩(wěn)定。因此可以將其過程簡(jiǎn)化為1 個(gè)線性變化的過程，由幾何關(guān)系可以得到：

式中：y0為采空區(qū)邊緣煤壁處的最大壓縮量，m；θ 為煤層傾角，根據(jù)礦方資料定為平均傾角13°；ψ 為關(guān)鍵塊B 破斷時(shí)的相鄰巖層間破斷角，為5°～7°；x0為此煤層的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍的大小，m。

聯(lián)立式（1）～式（3），積分可得內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍內(nèi)的垂直支承應(yīng)力為：

上區(qū)段工作面回采時(shí)，基本頂以“O-X”形式破斷后，工作面端頭關(guān)鍵塊B 以弧形三角塊結(jié)構(gòu)與相鄰巖塊相互鉸接共同支撐頂板[14-15]。隨著工作面的繼續(xù)回采，內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍逐漸減小直至下次基本頂再次破壞，圍巖內(nèi)應(yīng)力再次重新分布形成新的內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)。故可將內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)內(nèi)的垂直支撐應(yīng)力近似等同于發(fā)生來壓時(shí)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍的基本頂巖層的重力，也即：

式中：L 為上區(qū)段工作面的長(zhǎng)度，m；C0為工作面的來壓步距，m；M 為各傳遞巖梁的厚度，m；ρ 為各傳遞巖梁的平均密度，t/m3。

從直接頂開始垮落直至觸矸過程結(jié)束，由于煤層和直接頂?shù)淖冃问峭降?，由幾何關(guān)系可以得出：

式中：△h 為直接頂觸矸穩(wěn)定時(shí)的最大下沉量，m；L′為直接頂鉸結(jié)巖梁的跨度，m；h 為該煤層的開采高度，m；mz為破碎直接頂?shù)目迓涓叨龋琺；Kp為基本頂巖石的碎脹系數(shù)。

處于塑性狀態(tài)的煤體剛度G0由包體理論可以表示為：

式中：E 為煤體彈性模量，Pa；v 為泊松比；ξ 為影響系數(shù)，其與煤體內(nèi)裂隙發(fā)育情況有關(guān)。

聯(lián)立以上公式可得內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍x0為：

結(jié)合130205 工作面地測(cè)資料，可取值L=170 m，C0=32 ～35 m，M=12.8 m，ρ=2.7 t/m3，v=0.27，ξ=0.8，L′=18 ～21 m，E=2.5 GPa，h=4.5 m，mz=4.1 m，Kp=1.7，θ=13°，進(jìn)而根據(jù)式（9）計(jì)算得到內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的范圍為 12.2～12.8 m。當(dāng)沿空掘巷時(shí)，若將巷道布置于內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)影響范圍內(nèi)，可有效改善巷道圍巖力學(xué)性能，提高巷道圍巖穩(wěn)定性，降低巷道維護(hù)成本。

2.2 沿空巷道煤柱寬度

根據(jù)文獻(xiàn)[16-19]對(duì)基本頂側(cè)向斷裂線的研究，通?；卷敂嗔丫€位于煤壁內(nèi)0～14 m 處。當(dāng)斷裂線位于煤壁內(nèi)9～14 m 處時(shí)，一般采用1～5 m 煤柱將巷道布置于斷裂線以內(nèi)，此時(shí)沿空巷道寬度和窄煤柱寬度之和應(yīng)小于“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”的寬度，以使巷道處于低應(yīng)力區(qū)。綜合考慮煤柱體擋矸以及防水、火、瓦斯等重要作用，最少應(yīng)設(shè)置煤柱體寬為3～5 m。為了滿足井下正常工作要求設(shè)計(jì)巷道寬度為5 m，將煤柱寬度初步定為8～10 m。留設(shè)8～10 m 的保護(hù)煤柱，加上巷道寬度為13～15 m，而理論計(jì)算得到的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的范圍為 12.2～12.8 m，可見此時(shí)巷道處于斷裂線下方位置處。因此可有效規(guī)避由拱腳傳遞而來的巨大載荷，使掘后巷道圍巖保持相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài)。

3 數(shù)值模擬

3.1 煤柱內(nèi)偏應(yīng)力分布特征

基于130205 工作面地質(zhì)條件，采用數(shù)值軟件[20-21]建立三維模型，進(jìn)一步研究巷道在不同煤柱寬度影響下的圍巖破壞機(jī)制。當(dāng)煤柱寬度分別為5、8、10、12.5、15、20 m 時(shí)，不同煤柱寬度下偏應(yīng)力分布情況如圖4。

圖4 不同煤柱寬度下偏應(yīng)力分布情況Fig.4 Distribution of deviatoric stress at different pillar widths

由圖4 可知：①偏應(yīng)力峰值呈先增大后減小趨勢(shì)：對(duì)于 5～12.5 m 區(qū)段煤柱，隨著煤柱寬度增加，煤柱內(nèi)偏應(yīng)力峰值呈現(xiàn)“正相關(guān)”增長(zhǎng)，而對(duì)于12.5～20 m 區(qū)段煤柱，隨著煤柱寬度增大，曲線形狀由“單峰”變?yōu)椤半p駝峰”，煤柱內(nèi)偏應(yīng)力峰值呈現(xiàn)“負(fù)相關(guān)”減??；②偏應(yīng)力峰值位置呈先增大后減小趨勢(shì)：對(duì)于5～12.5 m 區(qū)段煤柱，隨著煤柱寬度增加，峰值位置距巷道邊緣水平距離呈線性增長(zhǎng)，峰值位置向遠(yuǎn)離巷道方向偏移，而對(duì)于12.5～20 m 區(qū)段煤柱，在煤柱寬度為15 m 時(shí)開始出現(xiàn)駝峰狀。整體上偏應(yīng)力分布形狀經(jīng)歷了由單駝峰→正梯形狀→雙駝峰的轉(zhuǎn)變，大煤柱內(nèi)部煤體處于彈性應(yīng)力狀態(tài)，較為完整，這也間接揭示了傳統(tǒng)大煤柱的可行性。

3.2 頂板內(nèi)偏應(yīng)力分布特征

為了分析沿空巷道頂板圍巖偏應(yīng)力分布特征，在頂板內(nèi)布設(shè)長(zhǎng)20 m 的監(jiān)測(cè)線，每0.5 m 間隔設(shè)置1 個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)，共40 個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)。不同煤柱寬度時(shí)頂板內(nèi)偏應(yīng)力分布情況如圖5。

圖5 不同煤柱寬度時(shí)頂板內(nèi)偏應(yīng)力分布情況Fig.5 Distribution of deviatoric stress in roof with different pillar widths

由圖5 可知：①當(dāng)煤柱寬度較小時(shí)，巷道頂板內(nèi)淺部圍巖偏應(yīng)力較高，隨著深度的增加，偏應(yīng)力減小至某一極小值后再次增大，且煤柱越寬，該極小值越?。虎诋?dāng)煤柱寬度較大時(shí)，巷道頂板內(nèi)淺部圍巖相比窄煤柱偏應(yīng)力值低，淺部圍巖較為穩(wěn)定，在此大煤柱下巷道頂板完整性較好；③在相鄰采空區(qū)影響下，8 m 煤柱時(shí)偏應(yīng)力峰值最小為12.42 MPa，相比5 m 煤柱時(shí)峰值降低了9.74%，10 m 煤柱時(shí)偏應(yīng)力峰值最小為9.31 MPa，相比5 m 煤柱峰值大小降低了36.28%。在10 m 煤柱時(shí)，監(jiān)測(cè)線圍巖受上區(qū)段采空區(qū)影響較小，從安全的角度出發(fā)，選擇此寬度煤柱更有利于頂板穩(wěn)定性。

4 巷道圍巖控制與實(shí)踐

4.1 支護(hù)系統(tǒng)參數(shù)

沿空巷道支護(hù)剖面圖如圖6。由圖6 可知：①頂板錨桿規(guī)格為φ22 mm×2 500 mm 的左旋螺紋鋼錨桿，間排距為750 mm×1 000 mm，煤柱幫側(cè)的角錨桿與煤柱幫距離為250 mm，實(shí)體煤幫處的角錨桿向外側(cè)傾斜15°，其余錨桿垂直頂板布置，桁架錨索采用兩根高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線φ22 mm×11 300 mm，靠近幫部的錨索向外側(cè)傾斜10°，另在靠近實(shí)體煤幫處有1 根單體錨索，錨索規(guī)格為φ22 mm×10 300 mm；②實(shí)體煤幫選用 φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿，1 排布置5 根錨桿，錨桿間排距750 mm×1 000 mm，上部錨桿距頂板250 mm，靠近頂板處錨桿向上傾斜15°，靠近底板處錨桿向下傾斜10°，其余錨桿垂直巷幫布置；③煤柱幫選用φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿，1 排布置6 根錨桿，錨桿間排距750 mm×1 000 mm，上部錨桿距頂板250 mm，靠近頂板處錨桿向上傾斜15°，靠近底板處錨桿向下傾斜10°，其余垂直巷幫布置。

圖6 巷道支護(hù)參數(shù)剖面圖Fig.6 Profile of roadway support parameters

4.2 礦壓觀測(cè)

對(duì)巷道圍巖收斂量進(jìn)行連續(xù)性觀測(cè)[22]。頂板位置設(shè)置2 條監(jiān)測(cè)線，1 線靠近煤柱側(cè)0.8 m 處，2 線靠近實(shí)體煤側(cè)0.8 m 處，幫部、底板監(jiān)測(cè)點(diǎn)均為其中線位置，礦壓觀測(cè)結(jié)果如圖7。

圖7 礦壓觀測(cè)結(jié)果Fig.7 Observation results of mine pressure

巷道掘出后圍巖是1 個(gè)動(dòng)態(tài)的變化過程直至平衡狀態(tài)，頂?shù)装寮懊褐鶐痛蠹s在30 d 變形趨于穩(wěn)定，實(shí)體煤幫在掘巷后20 d 變形趨于穩(wěn)定。頂板1線最大變形量為55 mm，頂板2 線最大變形量為51 mm，煤柱幫最大位移量為38 mm，實(shí)體煤幫最大位移量為15 mm。因此該支護(hù)方式對(duì)巷道維護(hù)效果顯著。

5 結(jié) 論

1）基于基本頂斷裂所形成的“內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”影響范圍，建立傾斜煤層的力學(xué)模型，推導(dǎo)出傾斜煤層中“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”影響范圍的計(jì)算公式。

2）運(yùn)用數(shù)值模擬方法得出，沿煤層傾斜方向，隨著煤柱寬度增加，煤柱內(nèi)偏應(yīng)力曲線呈現(xiàn)由單駝峰狀→正梯形狀→雙駝峰狀的轉(zhuǎn)變，煤柱在寬度較小和較大時(shí)比較穩(wěn)定。在傾斜煤層中，受相鄰區(qū)段采空區(qū)疊加應(yīng)力影響，巷道頂板圍巖可能受到一定的剪脹破壞，通常在偏應(yīng)力最小波動(dòng)值時(shí)作為合理窄煤柱寬度。

3）提出采用新型桁架錨索聯(lián)合支護(hù)方式對(duì)巷道進(jìn)行非對(duì)稱控制，頂板及幫部每排安放高強(qiáng)度錨桿加固煤體，頂板交錯(cuò)采用單體錨索與桁架錨索增強(qiáng)支護(hù)困難區(qū)的承載性，進(jìn)而改善圍巖應(yīng)力環(huán)境，防止煤柱幫頂板及肩窩處惡性垮落。