彭林軍，宋振騏,，周光華，侯樹宏，何維勝，郝 建，李 安

(1.大連大學(xué) 建筑工程學(xué)院，遼寧 大連 116622；2.山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制國家重點實驗室培育基地，山東 青島 266590；3.國能寧夏煤業(yè)集團有限責(zé)任公司，寧夏 銀川 750011；4.國能寧夏煤業(yè)集團有限責(zé)任公司 羊場灣煤礦，寧夏 銀川 750011)

0 引 言

近年來,無(小)煤柱巷道在我國取得了較大的發(fā)展。隨著煤礦開采強度和深度的增加，沿空掘巷小煤柱巷道受二次采動動壓影響更為劇烈。因此，研究在不同采動條件下，掌握“以巖層運動和支承壓力分布”為核心，建立其動態(tài)結(jié)構(gòu)力學(xué)模型[1],實現(xiàn)由大煤柱護巷的傳統(tǒng)開采系統(tǒng)向無(小)煤柱護巷開采體系的變革,是煤礦開采圍巖破裂災(zāi)變機理及其控制的關(guān)鍵。我國學(xué)者針對動壓巷道圍巖控制問題,進行了大量的相關(guān)研究工作。袁亮等[2]對煤礦深部圍巖巷道控制理論與支護技術(shù)，提出了針對各類圍巖進行深部巖巷圍巖穩(wěn)定控制的技術(shù)措施體系。張農(nóng)等[3]對千米深井高地壓軟巖巷道沿空留巷案例分析研究，采用“三高”錨桿+錨索梁初始支護、錨索梁+注漿超前加固、工字鋼梁+鉸接頂梁輔助支護、膏體材料泵送充填構(gòu)筑墻體,有效控制了深部沿空留巷幫部及頂板劇烈變形。彭林軍等[4]通過數(shù)值模擬手段研究確定了特厚煤層分層綜采沿空掘巷煤柱的合理尺寸及上覆巖層防控技術(shù)。張東升等[5]研究了綜放沿空留巷圍巖變形影響因素的分析，得到了各因素對圍巖最大應(yīng)力的回歸方程?？琢詈５萚6]對特厚煤層綜放工作面煤柱合理寬度的微地震監(jiān)測研究。侯朝炯等[7]在煤層巷道兩幫煤體應(yīng)力、極限平衡區(qū)的探討研究，分析開采深度、煤層厚度、應(yīng)力集中系數(shù)等因素對界面應(yīng)力和極限平衡區(qū)寬度的影響。王衛(wèi)軍等[8]對沿空掘巷實體煤幫應(yīng)力分布及圍巖損傷關(guān)系分析，探討了支承壓力分布與煤巖厚度、彈性模量等參數(shù)的關(guān)系，對沿空巷道的維護與底鼓機理及控制的研究。鄭西貴等[9]研究了掘采全過程沿空掘巷小煤柱應(yīng)力分布，提出確定沿空掘巷合理煤柱寬度時,不僅需考慮掘巷擾動影響,還應(yīng)將本工作面的超前采動影響作為一個重要影響因素。秦永洋等[10]研究了深井沿空掘巷煤柱合理寬度及支護參數(shù)優(yōu)化。謝生榮等[11]對深部巷道錨噴注強化承壓拱支護機理與應(yīng)用研究?？导t普等[12]對錨桿支護應(yīng)力場測試及其分析，測試了單根與2根錨桿在不同拉伸載荷下的支護應(yīng)力值及應(yīng)力場分布特征,分析了2根錨桿形成的支護應(yīng)力場相互疊加與影響的特點。成云海等[13]對特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)礦壓顯現(xiàn)特征及其應(yīng)用研究。何富連等[14]在窄煤柱綜放巷道鋼梁桁架非對稱支護機理與應(yīng)用研究，得出非對稱彎矩減小量分布特征,探討其與非對稱變形的一致性,并結(jié)合現(xiàn)場實踐確定控制方案。王書文等[15]對采空區(qū)側(cè)向支承壓力演化及微震活動全過程實測研究。成云海等[16]對特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)向礦壓特征及應(yīng)用。李化敏[17]對沿空留巷頂板巖層控制設(shè)計研究。馮國瑞等[18]在采場上覆巖層面接觸塊體結(jié)構(gòu)力學(xué)機理分析研究。肖同強等[19]對深部大斷面厚頂煤巷道穩(wěn)定性控制技術(shù)研究。頂煤較大下沉產(chǎn)生的附加水平應(yīng)力作用下,頂煤和直接頂之間的層理面發(fā)生剪切破壞,并引起其附近煤體破壞,促進了頂煤"倒梯形"塑性區(qū)的形成。孟祥軍[20]基于基本頂斷裂位置的綜放沿空掘巷煤幫支護技術(shù)，根據(jù)鉆進粉煤量的變化判斷基本頂斷裂位置，確定沿空巷道幫錨索支護長度的方法。

以上研究成果豐富了動壓巷道圍巖控制理論,解決了大量的窄煤柱巷道圍巖控制難題,但在超大工作面大采高綜放開采區(qū)段煤柱尺寸對采動巷道的影響程度、以及窄煤柱異形巷道產(chǎn)生非均勻大變形的力學(xué)本質(zhì)仍需進一步研究?；诖?，針對寧煤集團羊場灣煤礦窄煤柱巷道非均勻大變形控制難題,研究區(qū)段窄煤柱(6 m)時巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)及其應(yīng)力分布規(guī)律,建立采場圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,揭示小煤柱巷道非均勻變形破壞機理,提出具有針對性的控制對策并進行工程應(yīng)用研究。

1 礦井工作面概況

130205工作面位于羊場灣一號井井田東部，地表為沙丘覆蓋，地形低緩平坦，起伏不大，所開采煤層為2煤，埋深650 m，工作面長度350 m，煤厚8.2～10.7 m，平均煤厚8.4 m。2層煤偽頂巖性為炭質(zhì)泥巖，直接頂巖性為細砂巖、粉砂巖，其上部為細砂巖、中砂巖。距煤層直接底板0.7 m處含一層夾矸(黑色炭質(zhì)泥巖),在工作面范圍內(nèi)廣泛分布，平均厚度0.3 m，厚度穩(wěn)定。在工作面范圍內(nèi)，煤層中部厚，南北兩側(cè)逐漸變薄。

130205運輸巷開口于13采區(qū)膠運下山，回風(fēng)巷開口于13采區(qū)回風(fēng)下山，按設(shè)計方位349°施工。130205工作面上鄰130203工作面(2015-01-19工作面已回采完畢)，工作面北以F201正斷層為界，南側(cè)以13采區(qū)井筒保安煤柱為界，130205工作面下部為原始煤層未進行采動，無采掘活動影響工作面掘進。130205回風(fēng)巷與130203運輸巷留原設(shè)35 m保安煤柱，巷道掘進維護過程中，頂板錨索斷裂失效、支柱鉆底、煤柱幫變形嚴重并引起著火等安全事故，如圖1所示。130205工作面距回風(fēng)巷最近的1916號鉆孔柱狀圖如圖2所示，1916號鉆孔柱狀巖石力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 130205工作面(1916)鉆孔煤層及其覆巖巖石物理力學(xué)性質(zhì)Table 1 Summary of physico-mechanical properties of rock mass and overlying rock in No.130205 working face (1916)

工作面支承壓力分布深度范圍Sx/m221～233工作面支承壓力峰值Sp/m55～60內(nèi)應(yīng)力場深度范圍S0/m9.5～10.6工作面超前壓力高峰距離/m0～15

圖1 安全事故案例Fig.1 Cases of safety incident

圖2 130205工作面(1916號)鉆孔柱狀Fig.2 No.130205 working face (No.1916) drilling histogram

2 內(nèi)應(yīng)力場范圍及煤柱合理寬度確定

2.1 內(nèi)應(yīng)場計算

在導(dǎo)水裂隙帶下位巖梁端部發(fā)生斷裂后，采場支承壓力分布分為2個部分：頂板在斷裂線與煤壁之間由拱內(nèi)已斷裂巖梁自重所決定的內(nèi)應(yīng)力場；頂板在斷裂線外由上覆巖層整體質(zhì)量所決定的外應(yīng)力場?？茖W(xué)計算內(nèi)應(yīng)力場范圍的大小是正確設(shè)計沿空掘巷煤柱尺寸的關(guān)鍵。采場支承壓力分布范圍計算如下：

采場結(jié)構(gòu)力學(xué)模型如圖3所示。

圖3 130205工作面采場結(jié)構(gòu)力學(xué)模型Fig.3 Theoretical prediction chart of stope structure of No.130205 working face

內(nèi)應(yīng)力場范圍的計算公式為

(1)

式中：S0為內(nèi)應(yīng)力場范圍；L為工作面長度；SP為支承壓力高峰位置距煤壁的距離，SP=0.3S；Mi為基本頂巖梁厚度；k為應(yīng)力集中系數(shù)；H為采深，m，C0為基本頂周期來壓步距。

2.2 窄煤柱合理寬度確定

區(qū)段窄煤柱的合理寬度尺寸是依據(jù)煤柱穩(wěn)定性的原則，計算煤柱受工作面回采動壓影響時，確定沿空掘巷窄煤柱的合理寬度為5.14～5.56 m，如圖4所示。

沿空掘巷區(qū)段窄煤柱合理的最窄寬度B為

B=S1+S2+S3=5.14～5.56 m

(2)

式中：S1為本區(qū)段沿空掘巷窄煤柱內(nèi)產(chǎn)生的破碎區(qū)寬度；S2為幫錨桿的有效長度(增加15%的補強加固系數(shù))；S3=(S1+S2)×15%，增加煤柱穩(wěn)定性系數(shù)。

2.3 支承壓力數(shù)值模擬

為驗證模型及力學(xué)參數(shù)的正確性，建立與煤柱寬度同樣6 m的數(shù)值模型(圖5)，當(dāng)留設(shè)的煤柱尺寸合理時，在掘進巷道時，煤柱可以發(fā)揮一定的承載力，不易發(fā)生失穩(wěn)，主要可以維持巷道圍巖的穩(wěn)定性。因此要考慮相鄰工作面在回采期間對煤柱的影響，為此，基于數(shù)值模擬方法，開展6 m窄煤柱沿空掘巷支承壓力分析與支護設(shè)計研究。130205工作面回采期間超前壓力分析，如圖6所示。

圖5 采場支承壓力三維計算模型Fig.5 Three-dimensional calculation model of

圖6 回采工作面超前支承壓力及塑性區(qū)分布Fig.6 Distribution of the pre-support pressure and plastic zone of the mining face

回采期間工作面超前0～4 m為塑性區(qū)、低應(yīng)力區(qū)；4～10 m為塑性區(qū)、高應(yīng)力區(qū)；10～14 m為應(yīng)力峰值區(qū)；其后14～45 m為應(yīng)力高值區(qū)、緩降區(qū)。

圖7為工作面預(yù)留不同寬度煤柱應(yīng)力分析，結(jié)合表3不同煤柱寬度煤體應(yīng)力分析可知，預(yù)留不同寬度煤柱時，應(yīng)力隨煤柱寬度增加逐漸增大，留5 m煤柱時應(yīng)力僅為5 MPa；而煤柱寬20 m時，應(yīng)力達到峰值90 MPa；煤柱寬35 m時，應(yīng)力達到65 MPa。根據(jù)130205回風(fēng)巷道斷面尺寸(寬5.2 m)，窄煤柱沿空掘巷應(yīng)布置在穩(wěn)定的內(nèi)應(yīng)力場范圍內(nèi)(10 m以內(nèi))，煤柱留設(shè)寬度≤6 m。

圖7 工作面預(yù)留不同寬度煤柱應(yīng)力分析Fig.7 Stress analysis of coal pillars with different widths reserved for the working face

表3 不同煤柱尺寸煤體應(yīng)力分析Table 3 analysis table of stress parameters of coal columns with different widths

從煤層開采巖體應(yīng)力及塑性區(qū)分布如圖8所示，在支承壓力作用下，煤體自身強度降低導(dǎo)致工作面煤壁外溢，得到的煤壁片幫情況如下：①6 m窄煤壁(圖中I區(qū))0～2.0 m為拉伸和剪切塑性區(qū)，煤體為鼓出形式為主會造成煤壁的片幫；②6 m窄煤柱(圖中Ⅱ區(qū))0～1.5 m為拉伸和剪切塑性區(qū)，會造成煤壁的片幫；③回風(fēng)巷實體煤壁(圖中Ⅲ區(qū))0～2.5 m和頂部深度范圍內(nèi)，巖體破碎較嚴重，存在剝落趨勢；④6 m窄煤柱中部2.0～4.5 m以剪切塑性區(qū)，主應(yīng)力為壓應(yīng)力，巖體破碎程度不劇烈，并不存在片幫。計算分析表明，6 m窄煤柱中心處約有1.5 m穩(wěn)定區(qū)。

圖8 回采工作面處巖體塑性區(qū)分布與裂隙重點發(fā)展區(qū)域Fig.8 Distribution map of plastic zone of rock mass at mining face and key development area of fracture

2.4 窄煤柱回風(fēng)巷支護設(shè)計

回風(fēng)巷巷道斷面為異型斷面，巷道窄煤柱幫高4.2 m、實體煤幫高3.6 m、巷道寬度5.24 m。巷道頂板錨索采用?22 mm×10 300 mm鋼絞線錨索，每根錨索充填4節(jié)?23 mm×700 mm的樹脂藥卷(其中2節(jié)超快，2節(jié)快速)，錨索托板采用300 mm×300 mm×16 mm拱形托板。頂板使用2號-M24-2 500 mm-BHRB500號螺紋鋼錨桿，每根錨桿充填2節(jié)?23 mm×700 mm的樹脂藥卷，幫部使用20#-M22-2 300 mm-BHRB500號成套螺紋鋼端頭錨桿，每根錨桿充填2節(jié)?35 mm×350 mm的樹脂藥卷。頂錨桿使用一條與巷道斷面相符的圓鋼鋼帶(由?16 mm圓鋼加工而成)，幫錨桿使用一塊W280-450-5 mm鋼護板，頂部掛金屬網(wǎng)，網(wǎng)孔尺寸為150 mm×150 mm，網(wǎng)片規(guī)格為6 000 mm×1 000 mm；幫上掛塑鋼網(wǎng)(網(wǎng)孔尺寸為50 mm×50 mm，網(wǎng)片規(guī)格為4 000 mm×1 000 mm)，幫上連網(wǎng)采用隔扣相聯(lián)的方式進行聯(lián)網(wǎng)。回風(fēng)巷支護斷面如圖9所示。

圖9 回風(fēng)巷支護設(shè)計Fig.9 Support design of tail entry

2.5 回采期間回風(fēng)巷錨索支護受力分析

錨索受力分布如圖10所示，由圖10知，頂板第1排和第2排錨索受力最大，工作阻力最大值為269.9 kN(拉應(yīng)力為708.23 MPa)，錨索在180～270 kN時受力最大，均未超過極限承載能力(400 kN)。錨桿受力分布如圖11所示，在二次動壓影響下，錨桿最大工作阻力為172.6 kN(錨桿最大拉力200 kN)。6 m窄煤柱側(cè)錨桿工作阻力大于實體煤幫側(cè)的錨桿，最大受力錨桿分別是6 m窄煤柱從上往下數(shù)第2排和第3排。以上分析表明，最大受力錨索是回風(fēng)巷頂部第1排和第2排。最大受力錨桿分別是6 m窄煤柱從上往下數(shù)第2排和第3排。支護結(jié)構(gòu)最大受力發(fā)生在這2個部位的根本原因是受到巖體變形趨勢的影響。

圖10 錨索受力分布Fig.10 Anchor cable force distribution map

圖11 錨桿受力分布Fig.11 Anchor force distribution map

由圖12巖體變形趨勢可知，異型斷面回風(fēng)巷不僅在實體煤幫和6 m煤柱之間存在相對位移變形，并在回風(fēng)巷頂板和窄煤柱之間也發(fā)生了相對變形(圖12中箭頭)，回風(fēng)巷頂板和窄煤柱間夾角會變小(圖12中圈)，以頂板夾角為中心，離夾角位置越遠的巖體變形也會增大。因此，回風(fēng)巷頂部第1排錨索和第2排錨索對應(yīng)巖體的變形趨勢比第3排大，6 m窄煤柱從上往下數(shù)第2排和第3排錨桿對應(yīng)巖體的變形趨勢比第1排大，相應(yīng)錨桿和錨索受力也會更大。

圖12 巖體變形趨勢Fig.12 Rock mass deformation trend map

3 窄煤柱沿空巷道圍巖變形現(xiàn)場實測

3.1 巷道圍巖變形分析

在回風(fēng)巷道共布置3組測站對圍巖移近量進行觀測，每個測站分別設(shè)備1個監(jiān)測斷面 (每個斷面間隔50 m)，如圖13所示?；仫L(fēng)巷道圍巖移近量與工作面推進距離關(guān)系曲線(圖14)。測站1距離工作面開切眼為450 m(圖14a)，測站2距離工作面開切眼為550 m(圖14b)，測站3距離工作面開切眼為600 m(圖14c)。

圖13 回風(fēng)巷道圍巖移近量觀測布置平面Fig.13 Plan for observing and laying out surrounding rocks of return airway

由圖14可知，窄煤柱幫鼓最大值為50 mm，實體煤幫鼓最大值為191 mm。底鼓量最大值為55 mm，而頂板下沉量最大為37 mm。兩幫移近量明顯大于頂?shù)装逡平?，頂?shù)装逡平孔畲鬄?2 mm，而兩幫移近量最大值為241 mm。

圖14 巷道圍巖變形Fig.14 Roadway surrounding rock deformation

3.2 巷道圍錨桿受力分析

在工作面300、550和600 m三個測點進行錨桿受力監(jiān)測，證明隨著工作面逐漸推進巷道圍巖壓力逐漸增加(圖15)。錨桿最大拉力值達17 GPa(設(shè)計值20 GPa)，設(shè)計可以滿足生產(chǎn)要求。

圖15 錨桿受力曲線Fig.15 Anchor force diagram

3.3 工作面前方支承壓力監(jiān)測

通過圖16回風(fēng)巷道柔性探測單元受力曲線分析得出：支承壓力影響范圍在80～100 m。明顯塑性區(qū)為20～30 m。

圖16 回風(fēng)巷道柔性探測單元受力曲線Fig.16 Wind flexible detection unit force curve

3.4 煤柱內(nèi)裂隙形態(tài)探測及注漿效果探究

工作面推進到130203工作面的采空區(qū)位置，從而對煤柱內(nèi)及實體煤側(cè)煤體破壞情況進行探測，以及對130203采空區(qū)矸石冒落形態(tài)進行探測。煤柱內(nèi)裂隙發(fā)育及注漿效果對比分析如圖17和18所示。

圖17 未注漿前煤柱內(nèi)部結(jié)構(gòu)Fig.17 Internal structure of coal pillar before grouting

根據(jù)觀測圖18可見，未注漿的孔內(nèi)裂隙發(fā)育，尤其是孔的兩端頭，煤體破碎?？妆谠谔筋^照射下呈現(xiàn)亮黑色。注漿孔內(nèi)裂隙小，部分閉合。比較注過漿的孔，孔的中部核心區(qū)域注漿效果明顯，孔壁光滑，呈現(xiàn)發(fā)白的顏色。但是，鉆孔的兩端裂隙仍部分較發(fā)育，煤體部分較破碎。建議間隔注漿，尤其是邊緣位置。

圖18 煤柱注漿后內(nèi)部結(jié)構(gòu)Fig.18 Internal structure diagram after coal pillar grouting

3.5 窄煤柱工作面現(xiàn)場效果

窄煤柱回風(fēng)巷道圍巖變形監(jiān)測礦壓顯現(xiàn)場效果圖(分別超前工作面5、30、50、100 m)，如圖19所示。由圖19可以看出，6 m窄煤柱巷道支護設(shè)計滿足生產(chǎn)要求，圍巖變化均在可控范圍內(nèi)，巷道變形屬于非對稱變形，實體煤幫變形大于窄煤柱幫變形量。

圖19 回風(fēng)巷道現(xiàn)場效果Fig.19 Site rendering of return air tunnel

4 結(jié) 論

1)基于實用礦山壓力和斷裂力學(xué)理論研究得出，內(nèi)應(yīng)力場為9.5～10.6 m，窄煤柱寬度為5.14～5.56 m，通過研究確定護巷煤柱尺寸為6 m。

2)通過FLAC3D數(shù)值模擬和現(xiàn)場礦壓觀測得出0～10 m為低應(yīng)力區(qū)，10～14 m為應(yīng)力峰值區(qū)，14～45 m為應(yīng)力高值區(qū)、緩降區(qū)，超過45 m后逐漸趨于原巖應(yīng)力，煤柱內(nèi)的支承壓力呈單峰分布。工作面超前支承壓力影響為80～100 m，工作面前方20 m為塑性區(qū)范圍。

3)經(jīng)現(xiàn)場應(yīng)用得出，6 m窄煤柱回風(fēng)巷道回采期間兩幫最大變形量為241 mm，頂?shù)装遄畲笞冃瘟繛?2 mm。在距工作面20 m時圍巖移近速度達到最大值，在37～70 m時巷道圍巖隨變形強度逐漸減小。

4)通過6 m窄煤柱注漿加固裂隙窺視查看效果顯著，巷道圍巖穩(wěn)定性很好對頂板起到有力支撐，錨桿(索)受力監(jiān)測表明采用錨網(wǎng)索梁支護設(shè)計合理，滿足大采高綜放工作面窄煤柱沿空掘巷要求，具有很高的推廣應(yīng)用價值。