張宏忠，左安家

（1.安徽省皖北煤電集團有限責任公司，安徽 宿州234000；2.華北科技學院 安全工程學院，河北 三河065201）

隨著開采工藝方法的不斷革新，沿空掘巷技術在我國的礦井得到普遍應用，整個生產(chǎn)系統(tǒng)的安全性得到了一定程度的提升。但是，工作面之間煤柱多為大煤柱，留設寬度一般為20 m以上，由此引起的煤炭資源損失高達30%，占采區(qū)煤炭總損失的36%以上，留設小煤柱雖可大幅度提高煤炭回收率，但由于煤柱寬度減小，使其更容易發(fā)生塑性破壞進入破碎狀態(tài)，導致巷道圍巖應力值升高，頂板與兩幫的壓力增大，護巷煤柱無法承受上覆巖層載荷，巷道穩(wěn)定性無法保證[1-3]。基本頂回轉(zhuǎn)下沉引起窄煤柱煤巷非對稱變形破壞[4-7]，由此提出沿空煤巷非對稱支護方案。任奮華等[8]研究了碎裂巖體巷道非對稱變形破壞特征，指出頂部破碎巖層深度、劣化后的巖體強度以及支護模式的合理性等對巷道巖體破壞的影響比較顯著；王炯等[9]對穿層巷道非對稱變形破壞進行了前期研究，得出穿層巷道非對稱破壞主要表現(xiàn)為不同巖層間的剪切滑移變形及高應力作用下錯位變形。為此，以昌恒煤礦9102回風巷道為工程背景，理論分析區(qū)段煤柱合理寬度，通過現(xiàn)場應力觀測進一步優(yōu)化煤柱尺寸，并基于理論分析和數(shù)值模擬結果提出支護方案，并全面監(jiān)測回風巷道回采過程圍巖變形，驗證煤柱留設寬度和支護方案的可行性，為后續(xù)工作面煤柱留設和同類礦區(qū)非對稱支護提供一定的工程借鑒。

1 工程背景

9102工作面位于昌恒煤礦9#煤層，煤層平均厚度9.3 m，工作面長度192 m，9#煤平均埋深350 m，結構簡單，夾矸較少，含0～2層，煤層傾角12°左右，煤層東南部厚，北部及中西部較薄。頂板為石灰?guī)r或泥灰?guī)r，厚5.68～6.08 m，底板為粉砂巖或砂質(zhì)泥巖，厚度不等。9#煤層自燃傾向等級為II類，屬自燃煤層；經(jīng)實驗室測得，煤體密度為1.4×103kg/m3，煤體單抽抗壓強度為13.86 MPa。9102沿空煤巷為回風巷道，巷道斷面為矩形，巷道尺寸為4.5 m×3.0 m（寬×高），9102工作面走向長度1 700 m，現(xiàn)場分為950 m風巷里段和750 m風巷外段，工作面采用綜采放頂煤開采法開采，工作面相對位置如圖1。

圖1 9101工作面與9102工作面相對位置Fig.1 Relative position of 9101 working face and 9102 working face

2 窄煤柱合理寬度留設理論計算

山西嵐縣昌恒煤礦9#煤層屬于傾斜煤層，煤柱簡化為走向條帶煤柱，且處于傾斜狀態(tài)，其突變失穩(wěn)過程是比較典型的偏離平衡態(tài)的非線性過程，適合于用非線性理論方法進行研究，煤柱的失穩(wěn)破壞具有突發(fā)性和劇烈性，突變理論可以很好地解決建立區(qū)段煤柱失穩(wěn)問題。區(qū)段煤柱失穩(wěn)尖點突變模型如圖2[9]，平衡曲面自上而下分別為煤柱穩(wěn)定區(qū)，突變區(qū)和變形破壞區(qū)，基于尖點突變理論的煤柱失穩(wěn)基本機理為煤柱失穩(wěn)的控制變量改變，驅(qū)動狀態(tài)變量發(fā)生變化，當狀態(tài)變量沿路徑A變化時，控制變量滿足分歧點集方程變化過程，此時路徑與分歧點集相交，系統(tǒng)發(fā)生了突變，即煤柱表現(xiàn)為失穩(wěn)破壞。

圖2 區(qū)段煤柱失穩(wěn)尖點突變模型Fig.2 Catastrophemodel for instability of section coal pillars

在頂板壓力p的作用下，采空區(qū)留設煤柱中部形成彈性核區(qū)，兩側形成屈服變形區(qū)。煤柱內(nèi)含有許多結構弱面，受頂板壓力影響，存在位移v，屈服區(qū)和彈性核區(qū)結構弱面上的勢能表達式為Vs和Ve，煤柱具有的總勢能V函數(shù)公式如下[10]：

式中：VP為頂板壓力p的勢能函數(shù)；Gs為屈服區(qū)初始剪切模量；Ds為屈服區(qū)結構弱面厚度；v0為峰值應力位移；α為煤層傾角；θ為滑移面與煤層面的夾角；ls為屈服區(qū)內(nèi)滑移面長度；le為彈性區(qū)內(nèi)滑移面長度。

設9102風巷里段保護煤柱寬度為a，相鄰9101綜放區(qū)段開采寬度為b，則頂板壓力p的表達式為[11]：

式中：H為煤層開采深度。

將式（2）代入式（1）得到：

對式（3）求一階導數(shù)并進行Taylor展開，得到：

為將式（4）變?yōu)榧恻c突變標準形式，設x、p、q表達式為：

得到以p、q為控制變量，x為狀態(tài)變量的尖點突變標準形式，依據(jù)分叉點集方程得到煤柱失穩(wěn)條件判據(jù)：

分析式（8）可知，煤柱失穩(wěn)破壞與工作面長度、上覆巖層密度、開采深度、結構弱面傾角及煤體力學參數(shù)等地質(zhì)生產(chǎn)條件因子相關，受內(nèi)部彈性核區(qū)剛度及屈服區(qū)剛度因素影響。根據(jù)煤柱失穩(wěn)破壞理論判定依據(jù)，結合9102回風巷道煤巖樣實驗室力學測試結果，得出9102風巷外段煤柱失穩(wěn)條件為煤柱寬度a≤7 m，即當煤柱寬度小于7 m時，煤柱系統(tǒng)表現(xiàn)為從上葉到下葉進行躍遷，發(fā)生突變，煤柱破壞。因此，煤柱合理寬度應在7～20 m之間。

3 窄煤柱合理寬度數(shù)值分析

采用數(shù)值模擬的方法對比分析了煤柱寬度分別為16、12、9、7 m條件下圍巖塑性破壞演化進程，不同煤柱寬度下圍巖塑性破壞及位移矢量演化過程如圖3。

圖3 不同煤柱寬度下圍巖塑性破壞及位移矢量演化過程Fig.3 Plastic failure and displacement vector evolution process of surrounding rock

煤柱寬度由16 m減小至7 m過程中，巷道內(nèi)水平位移依次為－200、－240、－254、－312 mm，水平位移持續(xù)增大，這是由于煤柱寬度減小導致其對頂板承載能力降低，進而使得關鍵層大結構回轉(zhuǎn)幅度增大，淺部圍巖剪切錯動變形加劇。巷道深部巖層亦發(fā)生水平運動，但由于受基本頂回轉(zhuǎn)運動程度不同，高位巖層呈現(xiàn)出單一方向水平運動，由煤柱側向?qū)嶓w煤幫側運動，水平位移為負值，且?guī)r層越高水平變形越小。數(shù)值模擬結果顯示，煤柱寬度為9 m時，圍巖仍處于穩(wěn)定狀態(tài)，煤柱寬度為7 m時，圍巖塑性破壞范圍比9 m煤柱寬度條件下的塑性破壞范圍增大，圍巖接近于失穩(wěn)，因此綜合數(shù)值和理論計算結果，煤柱寬度擬取9 m為宜。

4 煤柱內(nèi)部支承壓力現(xiàn)場實測

4.1 煤柱支承壓力現(xiàn)場觀測

采動條件下上覆巖層運動在沿空煤巷小煤柱內(nèi)部引起的力學響應表現(xiàn)為煤柱內(nèi)部支承壓力，其隨工作面回采的應力變化是煤柱寬度優(yōu)化設計的重要評價指標。基于9102風巷9 m寬窄煤柱超前工作面40 m布置鉆孔應力計觀測站，測站內(nèi)部鉆孔應力計間距1.5 m，基點至煤柱幫側水平距離分別為2.0、3.5、5.0、6.5 m，距底部垂直距離為1.5 m，鉆孔直徑42 mm，煤柱內(nèi)部支承壓力測點布置如圖4。

圖4 煤柱內(nèi)部支承壓力測點布置Fig.4 Layout of measuring points for internal bearing pressure of coal pillar

4.2 結果分析

依據(jù)上述現(xiàn)場實施方案，9 m煤柱支承壓力觀測結果如圖5。

圖5 9 m煤柱支承壓力觀測結果Fig.5 Observation results of bearing pressure of 9 m coal pillar

由支承壓力觀測結果可知，隨工作面臨近，支承壓力先小幅上升后降低，說明在巷道側2 m和采空區(qū)側2.5 m區(qū)域煤體表現(xiàn)為屈服特征，但仍可作為承載體，煤柱內(nèi)部3.5～5.0 m高支承壓力高于邊緣區(qū)域，位于彈性核區(qū)，起主承載作用，且煤體單軸抗壓強度為13.86 MPa，大于支承壓力峰值，表明煤柱在工作面回采過程中不會發(fā)生破壞，因此綜合理論計算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場觀測，9102風巷里段留設9 m煤柱是科學可行的。

5 沿空煤巷非對稱布置

5.1 回采期間巷道圍巖變形模擬結果

巷道圍巖在高應力作用下會產(chǎn)生擠壓破壞變形，表現(xiàn)為水平變形與垂直變形演化特征，以巷道中心線為軸，綜放沿空巷道頂板兩側煤巖變形破壞明顯呈現(xiàn)非對稱垂直變形和水平剪切錯動[12-13]，根本原因在于上覆巖層關鍵塊的回轉(zhuǎn)下沉運動[14-16]。根據(jù)昌恒煤礦地質(zhì)生產(chǎn)條件，采用數(shù)值軟件進行模擬，在留設9 m煤柱及相鄰工作面充分回采的前提下，監(jiān)測本工作面回采期間沿空巷道圍巖運動特征，頂板位移演化過程如圖6。

1）水平位移。根據(jù)圖6可知，淺部巖層存在明顯水平錯動變形，深部圍巖水平位移卻不明顯，即淺部頂板巖層在煤柱頂板大結構回轉(zhuǎn)下沉作用下，向巷道內(nèi)發(fā)生明顯水平擠壓運動，而實體煤幫側淺部頂板在深部圍巖壓力作用下，亦向巷道自由側發(fā)生水平運動，2個方向水平運動導致圍巖出現(xiàn)不同方向水平位移，并在巷道自由面方向交匯，進而發(fā)生擠壓破碎，但是，水平位移量較小，水平運動微弱。

圖6 頂板位移演化過程Fig.6 Evolution process of roof displacement

2）垂直位移。淺部巖層存在顯著的垂直方向位移運動，垂直方向位移隨近巷道自由面距離的減小而增大，垂直方向位移表現(xiàn)出明顯不對稱特征，最大垂直位移位于巷道中心軸偏煤柱幫側約300 mm處。深部圍巖由實體煤幫側向煤柱幫側，垂直位移逐步增大，頂板呈現(xiàn)一字傾斜狀，且變形量較水平位移較大，因此，本工作面超前采動影響下，圍巖變形破壞以垂直下沉為主，巷道圍巖控制應以限制垂直位移場的演化為主。

5.2 控制機理

通過回采過程中煤柱內(nèi)部應力的觀測可知，煤柱邊緣范圍圍巖承載能力低，巷道在強采動條件下容易產(chǎn)生較大變形，傳統(tǒng)的以巷道中心線為軸的對稱支護形式難以適應復雜地質(zhì)條件，所以提出窄煤柱護巷簡式錨索桁架非對稱支護技術，其支護機理如圖7。

圖7 非對稱支護控制機理Fig.7 Controlmechanism

1）簡式桁架錨索向煤柱側整體偏移，確保了支護結構與未支護條件下頂板最大彎矩對應重疊，實現(xiàn)變形最大點與承載結構最強點的統(tǒng)一，對煤柱側頂板形成重點支護。

2）錨索桁架通過鋼帶和工字鋼沿走向聯(lián)結，在簡式桁架錨索跨度范圍內(nèi)，配合橫向錨桿均勻布置，采用“十字布局”法在頂板表層區(qū)域?qū)崿F(xiàn)雙重調(diào)控，雙向調(diào)控，可有效控制各向水平位移變形，維持巷道穩(wěn)定。

3）復合錨索桁架與錨桿交錯，巷道中心兩側分擔的頂板壓力趨于均衡，全面均衡控制巷道頂板，提升了圍巖的承載特性，相對于傳統(tǒng)的以巷道中心線為軸的對稱支護形式，支護針對性增強，有利于控制煤柱側圍巖穩(wěn)定[17]，實現(xiàn)安全效益和經(jīng)濟效益的最優(yōu)化。

5.3 支護方案

結合工程類比[18-20]，錨索桁架非對稱支護方案如圖8。

圖8 錨索桁架非對稱支護方案Fig.8 Asymmetric support scheme of anchor cable truss

1）頂板支護。巷道頂板采用5眼W鋼帶配合錨桿（索）聯(lián)合支護，每排布置5根錨桿，中間3根錨桿垂直頂板布置，靠近兩幫處錨桿各向兩側傾斜15°，采用φ20 mm×2 500 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，每根頂錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷和1卷CK2335樹脂藥卷。

2）巷道方向輔以簡式走向錨索桁架結構加固，選用φ21.6 mm×9 300 mm單體錨索，其布置結構為煤柱側2排錨索采用礦用工字鋼聯(lián)接，靠近工作面1排錨索用W鋼帶聯(lián)接，煤柱幫側錨索距巷幫600 mm，靠近兩幫的錨索鉆孔與頂板垂線的夾角為10°，中間的錨索垂直頂板布置，每個錨索使用1卷CK2335和2卷K2360樹脂藥卷。

3）實體煤幫支護。選用與頂板支護相同規(guī)格的左旋螺紋鋼錨桿，每根錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷，1排布置4根錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，其中上部錨桿和底部錨桿距頂板及底板均為300 mm，靠近頂板處錨桿向上傾斜15°，靠近底板處錨桿向下傾斜5°，其余垂直煤壁幫布置。

4）煤柱幫支護。選用φ20 mm×2 500 mm左旋螺紋鋼錨桿，每根錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷和1卷CK2335樹脂藥卷，CK2335位于孔底。布置方式與實體煤幫相同。

5.4 巷道圍巖變形現(xiàn)場觀測

巷道位移監(jiān)測點布置方案如圖9。巷道位移監(jiān)測結果如圖10。

圖9 巷道位移監(jiān)測點布置Fig.9 Layout of roadway displacementmonitoring points

圖10 沿空巷道表層位移監(jiān)測結果Fig.10 M onitoring results of surface displacement

由于監(jiān)測點距離9102工作面有一定距離，所以回采前期巷道圍巖變形較小且很緩慢，隨著工作面的向前推進，上覆巖層受到工作面回采動壓影響，頂板下沉速度急劇增大，從儀器安裝開始至回采至該位置處，頂板最大變形量216 mm，兩幫最大變形量92 mm，均在可控制范圍之內(nèi)，對比頂板測點A1和A2可知，煤柱側頂板和實體煤側頂板在巷道回采階段變形協(xié)調(diào)一致，多錨索簡式桁架錨索非對稱支護方案支護參數(shù)設計科學合理，可以有效控制巷道圍巖收斂變形。

6 結 語

1）基于尖點突變理論計算、數(shù)值模擬分析和支承壓力現(xiàn)場實測，綜合確定9102風巷里段煤柱最優(yōu)尺寸為9 m。

2）通過對煤柱側向支承壓力的現(xiàn)場實時監(jiān)測，分析得出煤柱內(nèi)部支承壓力分布規(guī)律，煤柱邊緣煤體承載能力較弱，中心承載能力強，表明起主承載作用的是中心彈性區(qū)。

3）9102風巷里段回采期間頂板和兩幫變形特征結果表明巷道變形量較小，留設9 m煤柱并依據(jù)變形特征采取非對稱支護方式有利于保持沿空巷道圍巖穩(wěn)定性，在確保安全回采的條件可有效提高煤炭資源的回采率。