孟德健，秦廣鵬，蒙江波，柏亞輝

(1.山東科技大學(xué)礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590；2.煤礦充填開采國家工程實驗室，山東 泰安 271000；3.山東科技大學(xué)資源與土木工程系，山東 泰安 271000)

有學(xué)者[1-3]通過對沿空掘巷理論機理研究，構(gòu)建了大量沿空掘巷道圍巖、煤柱受力力學(xué)模型，研究了巷周礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及應(yīng)力分布特征，并引入內(nèi)應(yīng)力場理論來解決沿空巷道位置選擇問題；部分學(xué)者[4-7]通過對工作面應(yīng)力場分析，運用支護圍巖強度強化理論，基于綜放工作面沿空掘巷圍巖控制機理，針對不同條件、不同狀態(tài)下的巷道圍巖變形問題，提出多種高強高預(yù)緊力錨網(wǎng)索支護體系思路；還有學(xué)者[8-9]運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，針對多種復(fù)雜開采條件下窄煤柱留設(shè)尺寸展開了詳細(xì)的研究，依據(jù)大量現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)作為驗證，系統(tǒng)地得出沿空掘巷窄煤柱留設(shè)尺寸的研究方法。以上研究成果表明，眾多學(xué)者針對各類復(fù)雜地質(zhì)條件沿空掘巷進行了大量研究，并形成了成體系的沿空巷道圍巖控制理論與新技術(shù)，但對于特厚煤層分層開采條件下沿空掘巷研究相對較少，尤其是將巷道布置在區(qū)段煤柱內(nèi)，巷道圍巖、區(qū)段煤柱內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律，以及各分層采動影響下巷道變形規(guī)律研究幾乎為零。本文以白芨溝010203工作面沿空掘?qū)Ｓ猛咚雇ㄅ畔餅楣こ瘫尘?，對大尺寸區(qū)段煤柱內(nèi)沿空掘巷窄煤柱留設(shè)尺寸展開研究。

1 工程背景

白芨溝煤礦010203工作面位于汝箕溝向斜西翼，工作面標(biāo)高1 782.4～1 854.1 m，與010202工作面計劃留30 m區(qū)段保護煤柱。煤層平均埋深在135 m左右。工作面主采二3煤層，煤層地質(zhì)構(gòu)造簡單，采用分層綜放開采，共計4個分層，煤層厚度約為12.66 m。煤層頂?shù)装鍘r層結(jié)如圖1所示。

白芨溝井田二3煤層的煤屬優(yōu)質(zhì)無煙煤，瓦斯含量大，010203工作面瓦斯絕對涌出量預(yù)計可達65 m3/min。為確保工作面的安全生產(chǎn)，需在工作面回風(fēng)平巷一側(cè)布置瓦斯通排巷對區(qū)段各分層工作面瓦斯進行治理。 計劃在010202工作面四分層回采完畢后開始掘進瓦斯巷。 按照當(dāng)前采掘工程布置情況，瓦斯治理巷只能布置在相鄰區(qū)段保護煤柱內(nèi)(圖2)。

圖1 煤層頂?shù)装褰Y(jié)構(gòu)圖

圖2 瓦斯巷位置示意圖

2 內(nèi)應(yīng)力場形成機理及理論計算

隨著010202工作面的開采，煤柱上方基本頂因受覆巖荷載作用被迫在煤柱上方斷裂，在煤柱上方形成一端深入煤柱塑性區(qū)，在頂煤層和直接頂?shù)闹巫饔孟乱欢伺c相鄰巖塊鉸接，一端觸矸的內(nèi)應(yīng)力場結(jié)構(gòu)[10]。該穩(wěn)定結(jié)構(gòu)可對覆巖載荷起到一定阻擋作用，因此將巷道布置在內(nèi)應(yīng)力場中，有利于減少巷道的形變量，保證巷道的穩(wěn)定性。引用內(nèi)應(yīng)力場的計算公式見式(1)[11]。

(1)

結(jié)合010202工作面實驗和現(xiàn)場測定靠近頂板斷裂線處已進入塑性狀態(tài)的煤體剛度G0為3.2 GPa；基本頂抗拉強度σε為3.82 MPa；煤壁處煤體壓縮量y0取0.8 m；基本頂覆巖載荷q為323.4 kPa，基本頂巖層容重為2 500 kg/m3。代入式(1)可得內(nèi)應(yīng)力場寬度S1為8.35 m。

3 圍巖側(cè)向采動破壞的現(xiàn)場實測

3.1 測試方案

1) 1號鉆孔布置在0102023工作面回風(fēng)順槽內(nèi)超前25 m處，測試0102023工作面開采過程中超前區(qū)段側(cè)向礦山壓力分布規(guī)律(圖3)。

2) 2號鉆孔、3號鉆孔布置在0102024工作面回風(fēng)順槽內(nèi)，分別滯后0102023分層工作面100 m和150 m，測試覆巖層移動穩(wěn)定之后的側(cè)向支承壓力分布規(guī)律。

鉆孔深度15 m左右，鉆孔直徑為42 mm。各鉆孔在鉆進過程中進行鉆屑法監(jiān)測，鉆孔成孔后，對鉆孔進行鉆孔電視監(jiān)測，為010203工作面區(qū)段瓦斯巷與010202工作面間的窄煤柱留設(shè)尺寸研究提供現(xiàn)場測試依據(jù)。

圖3 鉆孔布置位置示意圖

3.2 鉆屑量測試結(jié)果及分析

鉆屑法可間接反應(yīng)煤體內(nèi)壓力的大小。鉆孔鉆屑量與側(cè)向支承壓力大小成正比關(guān)系，煤巖體所承受壓力越大其鉆孔鉆屑量越多。鉆屑量結(jié)果如圖4所示。由圖4可知，1號鉆孔側(cè)向支承壓力峰值出現(xiàn)在距孔口5 m處。2號鉆孔、3號鉆孔鉆屑結(jié)果近似，側(cè)向支承壓力峰值出現(xiàn)在距孔口8 m處?？紤]為經(jīng)分層工作面采動影響后，煤體內(nèi)塑性區(qū)進一步發(fā)育，支承壓力峰值內(nèi)移3 m。2號鉆孔、3號鉆孔在距孔口0～7 m范圍內(nèi)整體處于低應(yīng)力區(qū)域，在7 m處鉆屑量最小，存在一個泄壓點。主要由于側(cè)向基本頂于塑性區(qū)內(nèi)7 m上方破斷且形成內(nèi)應(yīng)力場結(jié)構(gòu)所致。在距孔口7～8 m范圍內(nèi)鉆屑量急劇增加，于10 m后應(yīng)力逐漸變緩。

3.3 鉆孔窺視結(jié)果及分析

鉆孔窺視圖可直接觀察煤層巖體內(nèi)破壞情況。為了解采空區(qū)覆巖運移穩(wěn)定后側(cè)向煤體破壞情況，選取2號鉆孔窺視圖展開研究，如圖5所示。

圖4 鉆孔鉆屑量

圖5 2號鉆孔窺視圖

在距孔口3.29 m以內(nèi)，由于煤體靠近巷幫，在采掘期間反復(fù)泄壓，此范圍內(nèi)煤體完全破壞，應(yīng)力向深處轉(zhuǎn)移，故成孔后孔壁表現(xiàn)為極其破碎但變形程度較為緩和。在距孔口5.19 m處，由于位于受相鄰工作面采動影響而形成的塑性區(qū)內(nèi)，孔內(nèi)部分區(qū)域變形嚴(yán)重且有破碎性凸起，鉆孔上方區(qū)域煤體呈破碎狀態(tài)。在距孔口5.73 m處，此處位于內(nèi)應(yīng)力場結(jié)構(gòu)內(nèi)，煤體破壞程度較輕，孔壁較為光滑，但存在裂隙成斜向發(fā)育。在距孔口6.39 m處應(yīng)位于基本頂斷裂線附近，孔壁較為破碎，有裂隙呈環(huán)帶發(fā)育。在距孔口7.74 m以外，鉆孔破壞程度明顯有緩和趨勢。

由圖4和圖5可知，基本頂在大煤柱上方處破斷后形成內(nèi)應(yīng)力場結(jié)構(gòu)承擔(dān)覆巖荷載，以7 m為界，在7 m處為側(cè)向基本頂在煤柱上方的破斷位置，7 m以內(nèi)為側(cè)向支承壓力的內(nèi)應(yīng)力場，7 m以外為外應(yīng)力場。 因此單純從巷道支護的角度，留設(shè)5 m的小煤柱，使煤柱處于內(nèi)應(yīng)力場下，便可以滿足巷道的使用要求。

4 合理窄煤柱留設(shè)尺寸的數(shù)值分析

4.1 模型建立

數(shù)值模型采用摩爾-庫倫彈塑性模型，采空區(qū)采用雙屈服(D-Y)模型，模擬埋深135 m，主要涉及到的巖石力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 數(shù)值模擬采用的巖體力學(xué)參數(shù)

4.2 不同煤柱尺寸垂直應(yīng)力分布分析

根據(jù)白芨溝煤礦采掘情況模擬開挖，當(dāng)010203各分層工作面回采完畢后，區(qū)段煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布如圖6所示。由圖6可知，受010203各分層工作面采動影響后，不同窄煤柱寬度下010203工作面瓦斯巷圍巖應(yīng)力分布特征如下所述。

1) 巷道頂?shù)装宕怪睉?yīng)力隨著留設(shè)煤柱尺寸增加變化不大，均處于較的低應(yīng)力環(huán)境內(nèi)。

2) 巷道右側(cè)寬煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的分布范圍、峰值，隨著煤柱留設(shè)增加逐漸減小，而窄煤柱內(nèi)不斷增大，高應(yīng)力區(qū)由寬煤柱內(nèi)轉(zhuǎn)移至窄煤柱內(nèi)，且留設(shè)煤柱尺寸越大轉(zhuǎn)移程度越大。當(dāng)煤柱留設(shè)尺寸由5 m增加至15 m時，窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力由4 MPa逐漸增長為11 MPa，寬煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力由13 MPa逐漸減小為8 MPa。

3) 在留設(shè)5 m煤柱時，在巷道右側(cè)、右下側(cè)出現(xiàn)不連續(xù)應(yīng)力集中區(qū)域，主要由于寬煤柱內(nèi)破壞程度較輕，煤柱內(nèi)可積蓄大量彈性能。在留設(shè)8 m煤柱時，應(yīng)力集中區(qū)域主要出現(xiàn)在在寬煤柱內(nèi)，但結(jié)合圖6(c)可知，此時應(yīng)考慮為寬窄煤柱塑性區(qū)貫通前的臨界狀態(tài)，若煤柱留設(shè)尺寸大于8 m，寬煤柱內(nèi)高應(yīng)力區(qū)域開始大幅度轉(zhuǎn)移至窄煤柱內(nèi)。 在留設(shè)10 m煤柱時巷道兩側(cè)均存在高應(yīng)力區(qū)域，且應(yīng)力數(shù)值相近，寬煤柱側(cè)高應(yīng)力分布范圍稍大。在留設(shè)15 m煤柱時，應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)在窄煤柱內(nèi)，寬煤柱基本喪失承載能力，應(yīng)力峰值僅為8 MPa。由圖6可知，特厚煤層區(qū)段煤柱在經(jīng)采動影響后，高應(yīng)力區(qū)的發(fā)育位置與薄煤層、中厚煤層不同，高應(yīng)力區(qū)域基本成一個角度在煤柱內(nèi)發(fā)育。且由于010203工作面瓦斯巷布置在煤層頂板附近，僅以巷道頂?shù)装逅谥本€對巷道應(yīng)力分布、煤柱內(nèi)應(yīng)力分布進行分析過于片面，故本文監(jiān)測線引用修正角α，tanα=2,對煤柱內(nèi)應(yīng)力分布進行科學(xué)合理的研究。

圖6 不同窄煤柱寬度下應(yīng)力等值線云圖

圖7為不同窄煤柱寬度下煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布曲線。 由圖7可知，留設(shè)5 m窄煤柱時。 窄煤柱內(nèi)應(yīng)力整體較低，應(yīng)力峰值僅為4.52 MPa，應(yīng)力分布呈半駝峰狀。寬煤柱內(nèi)存在兩個應(yīng)力峰值，出現(xiàn)在距巷道右肩角5 m、11 m處，應(yīng)力峰值分別為12.90 MPa、13.41 MPa，應(yīng)力分布呈雙駝峰狀，兩峰值間存在約5 m的彈性區(qū)域；留設(shè)窄煤柱尺寸由5 m增加到8 m時，窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值增長為8.06 MPa，應(yīng)力分布呈單駝峰狀，寬煤柱側(cè)應(yīng)力峰值形成一個區(qū)域，區(qū)域內(nèi)對應(yīng)的應(yīng)力值約為12.2 MPa，應(yīng)力分布呈梯形，應(yīng)力呈梯形分布應(yīng)是處于單駝峰與雙駝峰狀之間的狀態(tài)，若煤柱進一步破壞則轉(zhuǎn)變?yōu)閱务劮鍫?，若工作面回采后所保留的彈性區(qū)域增大，則表現(xiàn)為雙駝峰狀；留設(shè)10 m煤柱時，窄煤柱內(nèi)峰值為9.21 MPa，寬煤柱內(nèi)峰值為10.45 MPa，兩側(cè)應(yīng)力分布均呈單駝峰狀，且兩側(cè)峰值大小相近；留設(shè)15 m窄煤柱時，窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)域約為11.60 MPa，應(yīng)力分布呈梯形，寬煤柱側(cè)應(yīng)力峰值為8.39 MPa，應(yīng)力分布呈單駝峰狀。

圖7 不同窄煤柱寬度下煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布曲線

結(jié)合圖6和圖7可知，當(dāng)留設(shè)15 m窄煤柱時，隨著010203各分層工作面回采，寬煤柱受采動影響而逐漸破壞，峰值向煤柱深處移動，部分應(yīng)力轉(zhuǎn)移至窄煤柱內(nèi)，雖然窄煤柱內(nèi)存在彈性核，但考慮到峰值內(nèi)移過程中經(jīng)過巷道，巷道受采動動壓影響劇烈，支護勢必受到嚴(yán)峻考驗。留設(shè)10 m煤柱時，巷道兩側(cè)均存在應(yīng)力集中區(qū)，巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境差，在回采過程中可能導(dǎo)致巷道兩幫均出現(xiàn)較大變形，同樣不利于維持巷道的穩(wěn)定性。留設(shè)5 m窄煤柱、8 m窄煤柱時，寬煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值出現(xiàn)的位置、數(shù)值相近，但5 m窄煤柱內(nèi)的應(yīng)力明顯低于8 m窄煤柱。因此，從應(yīng)力分布方面考慮，選擇留設(shè)5 m窄煤柱最為合理。

4.3 不同煤柱尺寸巷道變形分析

通過對010203工作面瓦斯巷表面位移數(shù)據(jù)系統(tǒng)性整理，得出巷道在各分層采動期間巷道變形規(guī)律如圖8所示。由圖8可知，巷道底板在各分層回采階段變形量極小，變形量的規(guī)律性僅表現(xiàn)為一條近水平直線。在掘巷完成期間內(nèi)，巷道變形量隨著煤柱尺寸的增加而遞減。煤柱為5 m時巷道變形量最大，尤其是窄煤柱巷幫，變形量可達140 mm。但在各分層回采過程中，三種巷道變形量增幅穩(wěn)定，增長趨勢近似成一條直線。各分層回采完畢后頂板下沉量為207 mm，兩幫移近量為610 mm。15 m煤柱下巷道變形最為劇烈，第一分層回采完畢后巷道變形增幅最大。表明010203工作面在第一分層回采過程中寬煤柱就已喪失大部分承載能力，塑性區(qū)與巷道局部貫通，巷道變形劇烈。之后隨著分層工作面下移，巷道變形量增幅遞減。各分層回采完畢后頂板下沉量為438 mm，兩幫移近量為1 527 mm。在8 m、10 m煤柱下三種巷道變形曲線發(fā)育趨勢相似，于第二分層開采完畢后出現(xiàn)拐點。尤其是8 m煤柱下，頂板、寬煤柱巷幫變形量在二分層開采前于5 m煤柱數(shù)值相近。表明在第三分層開采過程中，工作面?zhèn)认虿蓜佑绊懖跋锏溃褐苄云茐摹?各分層回采完畢后頂板下沉量分別為287 mm、399 mm，兩幫移近量分別為803 mm、1 240 mm。

圖8 不同采掘階段瓦斯巷變形量

綜上所述，窄煤柱留設(shè)尺寸對于兩幫移近量影響最為顯著，留設(shè)5 m煤柱下受010203各分層工作面采動影響較小，巷道變形量最小，雖然在掘巷期間窄煤柱幫可能變形顯著，但只要選取適宜的支護體系，便可滿足工程需求。

5 區(qū)段煤柱內(nèi)留窄煤柱沿空掘巷注意事項

1) 巷道掘進期間：窄煤柱處于邊緣煤體支承壓力降低區(qū)內(nèi)，巷道壓力顯現(xiàn)較弱，但由于窄煤柱完全處于塑性狀態(tài)，可導(dǎo)致掘巷期間巷道窄煤柱側(cè)較大的變形，這是正?，F(xiàn)象，變形過后巷道進入穩(wěn)定階段。且窄煤柱內(nèi)少數(shù)裂隙導(dǎo)通采空區(qū)，導(dǎo)致巷道內(nèi)瓦斯含量明顯增大，因此要加強巷道內(nèi)瓦斯?jié)舛葯z測工作，加強掘進工作面通風(fēng)，防止瓦斯積聚。

2) 工作面回采期間：在工作面超前支承壓力影響下，巷道圍巖破碎松散，尤其是巷道寬煤柱側(cè)，破壞變形比較嚴(yán)重，出現(xiàn)局部片幫現(xiàn)象，導(dǎo)致錨桿錨固力、承載力、拉拔力降低，甚至極少數(shù)錨桿松動失效，有的錨桿被拉斷。因此要加強對巷道支護的檢查，對少數(shù)不合格錨桿要及時更換，確保巷道支護質(zhì)量過關(guān)。

6 結(jié) 論

1) 引用內(nèi)應(yīng)力場計算公式，運用理論計算的方法求得內(nèi)應(yīng)力場分布范圍為距煤壁0～8.35 m。且通過對現(xiàn)場鉆屑量指標(biāo)與鉆孔窺視圖的綜合分析可知，工作面?zhèn)认?.73 m處圍巖應(yīng)力較低，煤體破壞程度較輕，考慮為存在內(nèi)應(yīng)力場結(jié)構(gòu)，內(nèi)應(yīng)力場分布范圍為工作面?zhèn)认?～7 m。

2) 當(dāng)窄煤柱留設(shè)15 m時，巷道受010203工作面采動動壓影響劇烈；留設(shè)10 m煤柱時，巷道兩側(cè)均存在應(yīng)力集中區(qū)，巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境差；留設(shè)5 m窄煤柱、8 m窄煤柱時，寬煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值出現(xiàn)的位置、數(shù)值相近，但5 m窄煤柱內(nèi)的應(yīng)力環(huán)境明顯優(yōu)于8 m窄煤柱。

3) 在掘巷期間，巷道變形量隨著煤柱尺寸的增加而遞減。工作面回采期間，留設(shè)15 m煤柱時，在第一分層回采時塑性區(qū)已貫通巷道，巷道變形劇烈；留設(shè)8 m煤柱、10 m煤柱時，于第三分層回采時塑性區(qū)貫通巷道，巷道開始出現(xiàn)較大變形；留設(shè)5 m煤柱時雖然在掘巷期間窄煤柱幫可能變形顯著，但在各分層回采完畢后巷道變形量遠遠小于其他情況，最終確定窄煤柱的合理寬度為5 m。