高 林，劉鵬澤，張盼棟，吳桂義,3,4，康向濤,3,4

(1.貴州大學(xué) 礦業(yè)學(xué)院，貴州 貴陽 550025；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 煤炭行業(yè)巷道支護與災(zāi)害防治工程研究中心，北京 100083；3.貴州大學(xué) 喀斯特地區(qū)優(yōu)勢礦產(chǎn)資源高效利用國家地方聯(lián)合工程實驗室，貴州 貴陽 550025；4.貴州大學(xué) 貴州省復(fù)雜地質(zhì)礦山開采安全技術(shù)工程中心，貴州 貴陽 550025)

近年來，由于沿空掘巷技術(shù)在減少煤炭損失、提升煤炭采出率方面具有明顯優(yōu)勢，得到快速發(fā)展。而對于以薄及中厚煤層賦存為主的貴州各礦區(qū)而言，留窄煤柱沿空掘巷技術(shù)更是得到廣泛應(yīng)用。相比于大煤柱護巷，留窄煤柱沿空掘巷雖然有利于提高煤炭采出率，但煤柱寬度過窄會導(dǎo)致煤柱承載能力不足，誘發(fā)煤柱損傷或破壞，進而造成巷道圍巖整體失穩(wěn)[1-3]。因此，沿空掘巷合理煤柱寬度的確定對煤炭采出率、圍巖強度及穩(wěn)定性的提高[4]、工作面安全生產(chǎn)和巷道維護等均具有重要影響。一般而言，煤柱寬度受采深、采高、煤厚及煤巖力學(xué)參數(shù)等諸多因素影響[5-6]，同時，還與基本頂斷裂結(jié)構(gòu)關(guān)系密切[7-11]，為此，一些學(xué)者圍繞基本頂斷裂結(jié)構(gòu)與巷道圍巖穩(wěn)定性的相關(guān)性展開了研究，如張廣超等[7]發(fā)現(xiàn)為避免基本頂在綜放沿空巷道上方斷裂致使巷道承受巨大載荷而失穩(wěn)破壞，基本頂斷裂線應(yīng)與巷道煤柱幫保持1～2 m 間距；殷帥峰等[8]發(fā)現(xiàn)基本頂斷裂會導(dǎo)致巷道頂板沿走向發(fā)生區(qū)域性斷裂以及引起靠煤柱側(cè)頂板部分冒頂；凌濤[9]推導(dǎo)出基本頂在5 種不同位置斷裂時的煤柱載荷公式，得出可通過減小巷高和增強煤幫支護強度減少煤柱變形，并分析出基本頂在煤柱外側(cè)斷裂時窄煤柱變形程度最??；王紅勝等[10]提出綜放開采沿空巷道上覆基本頂3 種斷裂形式，分析得出基本頂在巷道上方斷裂時，圍巖變形破壞程度最大，煤柱應(yīng)力和變形增速最快；查文華等[11]分析了基本頂斷裂位置與關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)角和煤柱上覆載荷之間的關(guān)系，計算了煤柱寬度和基本頂斷裂位置，研究得出綜放工作面可通過留設(shè)窄煤柱，使巷道避免在基本頂斷裂線下方掘進。上述研究成果和理論對沿空巷道基本頂破斷類型、位置及其與窄煤柱穩(wěn)定性的關(guān)系等進行了較為深入與全面的研究，但大多針對近水平厚煤層開采沿空掘巷，而對圍巖結(jié)構(gòu)具有明顯非對稱性、非均質(zhì)性的傾斜煤層沿空半煤巖巷鮮有提及，有待進一步深入研究。筆者采用數(shù)值模擬方法，圍繞不同基本頂斷裂形式下該類巷道圍巖穩(wěn)定性進行研究，揭示基本頂斷裂形式與該類巷道合理煤柱寬度確定的內(nèi)在聯(lián)系，并應(yīng)用于工程實踐，以期為類似工程提供借鑒。

1 傾斜煤層沿空半煤巖巷基本頂斷裂形式

已有研究表明[12-14]，工作面向前推進一定距離后，隨著直接頂?shù)目迓?，基本頂產(chǎn)生斷裂、回轉(zhuǎn)和下沉，基本頂產(chǎn)生四周呈“O”型、中間呈“X”型破斷，破斷的巖塊相互鉸接、擠壓，最終形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)。該結(jié)構(gòu)的破斷形式受煤層、直接頂、基本頂力學(xué)性質(zhì)、破斷塊體間相互作用力影響，而且與垮落巖體的碎脹系數(shù)、煤體的彈性模量和完整性系數(shù)等密切相關(guān)[15-16]，文獻[17]基于理論分析，給出了傾斜煤層開采條件下上區(qū)段工作面開采后下區(qū)段側(cè)向基本頂斷裂位置公式，如下：

式中：x0為上區(qū)段工作面開采后基本頂側(cè)向斷裂位置與采空區(qū)邊緣的距離，m；α為煤層傾角，(°)；k為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均容重，kN/m3；H為開采深度，m；λ為y方向應(yīng)力峰值處所在面的側(cè)壓力系數(shù)；M為煤層厚度，m；Ps為采空側(cè)煤壁支護阻力，MPa；φ0為煤巖分界面內(nèi)摩擦角，(°)；C0為煤巖分界面黏聚力，MPa。

式(1)表明，基本頂斷裂位置x0與煤層厚度M和煤層傾角α密切相關(guān)。因此，傾斜薄及中厚煤層開采條件下，沿空半煤巖巷與基本頂斷裂線位置可以呈現(xiàn)4 種空間位態(tài)形式：采空區(qū)側(cè)，煤柱上方，巷道上方，實體煤側(cè)，如圖1 所示。

圖1 傾斜煤層沿空半煤巖巷基本頂斷裂形式Fig.1 Fracture types of the main roof of the gob-side coal-rock roadway in inclined coal seam

2 不同基本頂斷裂形式下傾斜煤層沿空半煤巖巷圍巖穩(wěn)定性

2.1 煤巖層力學(xué)參數(shù)取值

選取貴州某典型礦井傾斜煤層沿空半煤巖巷為研究對象，開采煤層埋深300 m，厚度2.0～2.4 m，平均2.1 m，傾角18°～22°，平均20°，頂、底板主要為泥巖、泥質(zhì)粉砂巖等軟弱巖層，穩(wěn)定性較差?，F(xiàn)場采樣后進行室內(nèi)巖石力學(xué)試驗，同時結(jié)合該礦井勘探報告等地質(zhì)資料中給出的各煤巖層相關(guān)力學(xué)參數(shù)測試結(jié)果，綜合考慮以地質(zhì)強度指標(biāo)GSI 和巖體質(zhì)量分級指標(biāo)RMR 為基礎(chǔ)的Hoek-Brown 強度準(zhǔn)則進行巖石力學(xué)參數(shù)的折減，得到該礦井各煤巖物理力學(xué)參數(shù)值，見表1。

表1 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal seam and strata

2.2 模擬方案

依據(jù)圖1 給出的4 種基本頂斷裂類型，采用非線性數(shù)值計算軟件UDEC6.0 分別建立4 種情況下對應(yīng)的數(shù)值模型，模擬計算分析基本頂斷裂形式對傾斜煤層沿空半煤巖巷圍巖及窄煤柱穩(wěn)定性的影響。模型尺寸(X×Y)為250 m×140 m，模型底部固定，四周限制水平位移，模型頂部施加5.15 MPa 載荷用以模擬巷道上覆巖層載荷，圍巖本構(gòu)關(guān)系采用Mohr-Coulumb 模型，具體模擬方案見表2。為便于比較分析，模擬方案中分別在實體煤側(cè)、巷道上方及煤柱側(cè)設(shè)置測線Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，連續(xù)監(jiān)測圍巖應(yīng)力、位移等，同時，測線Ⅰ、Ⅲ統(tǒng)一采用測線中點處測點數(shù)值，測線Ⅱ采用離巷道頂板中心最近一測點數(shù)值。

表2 基本頂斷裂形式模擬方案Table 2 Simulation scheme of fracture types of the main roof

2.3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

4 種數(shù)值模擬方案情況下，傾斜煤層沿空半煤巖巷圍巖應(yīng)力、位移及塑性區(qū)分布如圖2、圖3 所示(限于文章篇幅，此處只列舉方案1、方案3 分布云圖)。

圖2 方案1 圍巖應(yīng)力、位移及塑性區(qū)分布Fig.2 Stress,displacement and plastic zone distribution of surrounding rock (program 1)

圖3 方案3 圍巖應(yīng)力、位移及塑性區(qū)分布Fig.3 Stress,displacement and plastic zone distribution of surrounding rock (program 3)

由方案1 數(shù)值模擬結(jié)果(圖2)可知，圍巖穩(wěn)定后，測線Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ處的垂直應(yīng)力分別為4.790、0.086、0.610 MPa。分析產(chǎn)生的原因，由于基本頂在煤柱外4 m 的采空區(qū)側(cè)斷裂，巷道頂板和煤柱承載達到極限強度后發(fā)生破壞，導(dǎo)致垂直應(yīng)力降低，而實體煤側(cè)由于圍巖完整性較好，承載極限大。同時，由于巷道頂板處于無支護狀態(tài)，頂板巖層受自重和上覆基本頂?shù)膲毫ψ饔?，垂直位移較大(363 mm)，而實體煤側(cè)由于圍巖完整性較好，變形較小(垂直位移為141 mm)，煤柱側(cè)的變形以擠壓變形為主，橫向位移較大(332 mm)。對于塑性區(qū)分布，巷道右側(cè)肩角部位圍巖發(fā)生屈服(綠色×)，產(chǎn)生極大的塑性變形，右側(cè)肩角部位及部分頂板煤塊發(fā)生垮落，巷道周邊及上覆基本頂巖塊“A”產(chǎn)生張拉破壞(紫色○)，這是由于煤層傾角的影響，基本頂回轉(zhuǎn)運動產(chǎn)生的動壓經(jīng)直接頂傳遞到沿空巷道右側(cè)肩角部位，導(dǎo)致圍巖塑性區(qū)主要集中于此。且巷道左側(cè)肩角部位仍受巖塊回轉(zhuǎn)產(chǎn)生的壓力作用，整體向巷道擠出，巷道右?guī)拖虏渴芑卷敾剞D(zhuǎn)作用波及較小，圍巖狀況較好。

由方案2 數(shù)值模擬結(jié)果可知，當(dāng)基本頂在煤柱上方斷裂，圍巖穩(wěn)定后，測線Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ處所受的垂直應(yīng)力分別為5.200、0.282、0.740 MPa，測線Ⅰ、Ⅱ處的垂直位移分別為145、494 mm，測線Ⅲ處水平位移為295 mm，測線Ⅰ處垂直應(yīng)力比測線Ⅱ、Ⅲ處高。對于塑性區(qū)分布，巷道右側(cè)煤柱圍巖發(fā)生屈服，出現(xiàn)塑性變形，分析其產(chǎn)生的原因，煤柱作為砌體梁結(jié)構(gòu)的一個支點，覆巖壓力通過直接頂作用在煤柱上，因此，沿空半煤巖巷圍巖塑性區(qū)主要集中在巷道右側(cè)煤柱上。巷道周邊及上覆基本頂巖塊主要為張拉破壞，右側(cè)肩角部位及部分頂板煤塊松散性強，垮落嚴(yán)重，左側(cè)肩角部位及兩幫受擠壓作用變形嚴(yán)重，底板圍巖狀況良好。

由方案3 數(shù)值模擬結(jié)果(圖3) 可知，基本頂在巷道上方斷裂時，圍巖穩(wěn)定后，測線Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ處所受的垂直應(yīng)力分別為5.540、0.301、1.080 MPa，Ⅰ、Ⅱ兩條測線處垂直位移分別為119、422 mm，測線Ⅲ處水平位移為269 mm，測線Ⅰ處垂直應(yīng)力仍比測線Ⅱ、Ⅲ處高。由于巖塊“A”和關(guān)鍵塊“B”(圖1)分別在巷道左右產(chǎn)生回轉(zhuǎn)運動，因此，圍巖塑性區(qū)在沿空巷道左幫實體煤壁側(cè)和巷道右側(cè)煤柱上均有集中。巷道周邊及上覆基本頂巖塊主要為張拉破壞，右側(cè)肩角部位及部分頂板煤塊松散性較強，垮落嚴(yán)重，左側(cè)肩角部位受擠壓作用變形嚴(yán)重，左幫下部、右?guī)蛧鷰r狀況良好，圍巖變形呈明顯的非對稱性。

由方案4 數(shù)值模擬結(jié)果可知，當(dāng)基本頂在巷道4 m內(nèi)實體煤側(cè)斷裂，圍巖穩(wěn)定后，測線Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ處所受的垂直應(yīng)力分別為5.250、0.074、1.040 MPa，Ⅰ、Ⅱ兩條測線處垂直位移分別為141、353 mm，測線Ⅲ處水平位移為271 mm，測線Ⅰ處垂直應(yīng)力比測線Ⅱ、Ⅲ處高；對于塑性區(qū)分布，巷道圍巖塑性區(qū)主要集中在巷道右側(cè)煤柱上，這是由于巷道左側(cè)實體煤壁圍巖較為完整，對上覆基本頂回轉(zhuǎn)產(chǎn)生動壓的承載能力強，而煤柱側(cè)承載能力弱造成的。且巷道周邊及上方斷裂基本頂巖塊產(chǎn)生張拉破壞，右側(cè)肩角部位煤體及煤柱受擠壓作用產(chǎn)生嚴(yán)重變形。

2.4 煤柱穩(wěn)定性及綜合分析

圍巖穩(wěn)定后窄煤柱上的應(yīng)力、位移變化規(guī)律如圖4、圖5 所示。

圖4 窄煤柱應(yīng)力變化規(guī)律Fig.4 Narrow coal pillar stress law

圖5 窄煤柱位移變化規(guī)律Fig.5 Narrow coal pillar displacement law

方案3 中，圍巖穩(wěn)定后3 條測線處的應(yīng)力應(yīng)變值普遍較高，頂板的應(yīng)力遠大于其他3 種方案，巷道變形程度也大于其他3 種方案，分析產(chǎn)生原因，基本頂在巷道上方斷裂，由于受基本頂巖塊“A”和關(guān)鍵塊“B”回轉(zhuǎn)下沉及傾角的影響，導(dǎo)致實體煤壁側(cè)、巷道頂板、煤柱側(cè)都作為“A”“B”巖塊的支撐，均處于“A”“B”巖塊的載荷作用之下，尤其是巷道頂板作為砌體梁結(jié)構(gòu)的支撐點，將承受較大壓力。圍巖穩(wěn)定后，作用在煤柱上的載荷較其他方案大，煤柱發(fā)生軸向持續(xù)變形的速度也較其他方案大，導(dǎo)致巷道破壞情況與其他方案相比最為嚴(yán)重。

方案1 中，圍巖穩(wěn)定后煤柱上除橫向變形較大外，垂直、水平應(yīng)力及豎向變形均為4 種方案中的最低值，這是由于斷裂線位于采空區(qū)側(cè)，導(dǎo)致煤柱完全處于基本頂巖塊“A”的載荷之下，因此，煤柱受上覆基本頂來壓后產(chǎn)生擠壓變形，水平位移增大。方案2 圍巖穩(wěn)定后煤柱上的應(yīng)力應(yīng)變處于中等值，這是由于基本頂關(guān)鍵塊“B”回轉(zhuǎn)下沉，其自由端落到采空區(qū)已垮落的基本頂上，使得“B”塊的大部分載荷作用在上區(qū)段采空區(qū)垮落巖塊上，因此，煤柱雖然作為砌體梁結(jié)構(gòu)的支撐點，所受載荷并不大。方案4 中煤柱的橫向變形較低，這是由于實體煤壁自身的完整性及對上覆基本頂?shù)募s束作用優(yōu)于煤柱側(cè)，再加上斷裂線距離煤柱較遠，因此，對煤柱的變形影響較小。但因關(guān)鍵塊“B”斷裂后回轉(zhuǎn)下沉，煤柱作為其支撐，承受較大壓力，因此，煤柱上的軸向壓應(yīng)力、水平應(yīng)力及軸向變形都較高。

綜合以上分析可知，基本頂斷裂形式對傾斜煤層沿空半煤巖巷圍巖及窄煤柱整體穩(wěn)定性有很大影響，具體表現(xiàn)為：(1) 基本頂斷裂形式對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響程度由小到大依次為：采空區(qū)側(cè)、煤柱上方、實體煤側(cè)、巷道上方。(2) 基本頂斷裂線位于采空區(qū)側(cè)時，煤柱軸向、橫向應(yīng)力增速均小于其他方案，垂直位移也最小，煤柱變形在允許范圍內(nèi)，可保持后期對頂板的支承能力，降低后期巷道維護的困難性。因此，通過留設(shè)合理寬度煤柱，使基本頂斷裂線位置遠離巷道靠采空區(qū)側(cè)，對該類沿空巷道圍巖和煤柱的穩(wěn)定性最為有利。

3 工程應(yīng)用

3.1 工程背景

貴州某礦1511 接替工作面上部緊鄰1509 工作面采空區(qū)，開采15 號煤層，平均厚2.0 m，傾角平均20°，直接頂為泥質(zhì)粉砂巖，基本頂為粉砂巖，底板為泥巖、泥質(zhì)粉砂巖等軟弱巖層，穩(wěn)定性較差。1511 工作面回風(fēng)巷初期掘進時設(shè)計采用留3 m 窄煤柱沿空掘巷護巷方式，沿頂掘進，斷面凈尺寸為5 000 mm×3 100 mm(下寬×中高)，煤體部分約占斷面尺寸面積的3/5，屬于典型的傾斜煤層沿空半煤巖巷。巷道掘出后，由于煤柱變形失穩(wěn)、單一U 型鋼或錨網(wǎng)索支護設(shè)計未考慮煤巖分界面剪切滑移錯動等不利因素影響，造成巷道持續(xù)呈現(xiàn)非對稱大變形特征。

3.2 基本頂斷裂線位置理論計算

由式(1) 結(jié)合1 511 工作面回風(fēng)巷實際生產(chǎn)地質(zhì)條件，代入相關(guān)參數(shù)，M=2.0 m，α=20°，H=300 m，C0=6.3 MPa，計算得出x0=2.55 m，即基本頂斷裂線位置理論上距上區(qū)段采空區(qū)邊界2.55 m。

3.3 基本頂斷裂位置實測

依據(jù)上述基本頂斷裂線位置理論計算值，結(jié)合相關(guān)生產(chǎn)地質(zhì)資料，進行探測鉆孔橫向和豎向終孔位置、方位及深度等設(shè)計，保證鉆孔探測范圍覆蓋預(yù)計斷裂線位置前后一定距離。采用CXK12(A)礦用本安型鉆孔成像儀，對上區(qū)段1509 工作面開采之后上覆基本頂斷裂結(jié)構(gòu)及位置進行探測分析，依據(jù)現(xiàn)場各探測鉆孔圖像采集結(jié)果整理，得到探測范圍內(nèi)巷道圍巖裂隙發(fā)育如圖6 所示。

圖6 巷道圍巖裂隙及基本頂斷裂位置探測結(jié)果Fig.6 Detection results of fractures in roadway surrounding rock and fracture position of the main roof

根據(jù)探測鉆孔長度、巖層傾角及裂隙發(fā)育范圍與特征等，結(jié)合砌體梁理論分析可確定基本頂斷裂位置距離上區(qū)段采空區(qū)邊界約3.52 m。進一步分析可知：1511 工作面回風(fēng)巷按留設(shè)3 m 煤柱掘進時，基本頂斷裂線位置恰好位于窄煤柱上方靠巷道側(cè)，屬于前述基本頂斷裂形式數(shù)值模擬研究中模擬方案3 情況，對控制巷道圍巖變形破壞最不利，現(xiàn)場1511 工作面回風(fēng)巷非對稱大變形的現(xiàn)狀也證實這一點，說明研究結(jié)論可靠；為使基本頂斷裂線盡量遠離巷道上方，留設(shè)的窄煤柱寬度至少應(yīng)大于3.52 m?，F(xiàn)場為確保安全，合理范圍內(nèi)盡量使基本頂斷裂線位置遠離巷道窄煤柱幫邊緣，兩者保持1～2 m 間距[7]，故1511 工作面回風(fēng)巷窄煤柱合理寬度范圍為4.52～5.52 m。

3.4 現(xiàn)場應(yīng)用效果

綜合以上分析和現(xiàn)場經(jīng)驗，確定1 511 工作面回風(fēng)巷后續(xù)掘進施工留設(shè)煤柱寬度為5 m，并優(yōu)化原支護方式，采用“棚＋網(wǎng)＋充＋索”的支護方案，具體支護參數(shù)：(1) 棚：29U 型棚距600 mm，柱腿外扎角10°，腿窩深度300 mm，梁腿搭接長度400 mm，采用專門設(shè)計的防滑防崩斷安全卡纜套裝；(2) 網(wǎng)：規(guī)格為1 760 mm×900 mm(長×寬)，采用?6.5 mm 鋼筋焊接，網(wǎng)孔尺寸為100 mm×100 mm；(3) 充：充填混凝土強度不低于C20，充填厚度以保證充滿U 型鋼棚壁后空間為準(zhǔn)；(4) 索：在巷道煤柱側(cè)、實體煤側(cè)分別安裝3 組、2組1×7 結(jié)構(gòu)?21.6 mm×6 000 mm 錨索，要求錨索穿過上下幫煤巖分界面，錨索組間排距1 000 mm×1 200 mm，錨索預(yù)緊力不小于120 kN，在各組錨索安裝位置，設(shè)計采用的鎖棚結(jié)構(gòu)卡纜與U 型棚貼合，且錨索穿過左右螺栓孔張拉預(yù)緊錨固，共同形成非對稱預(yù)應(yīng)力穿層鎖棚錨索支護結(jié)構(gòu)。后續(xù)巷道掘進時，在1511 工作面回風(fēng)巷布置3 個巷道斷面檢測站，采用YJDM3.6 礦用激光巷道斷面檢測儀對掘采不同時期測站處巷道全斷面進行了為期60 d 的連續(xù)檢測，巷道檢測斷面部分形態(tài)如圖7 所示。

圖7 巷道檢測斷面形態(tài)Fig.7 Form of checked sections of the tunnel

通過對不同時期斷面面積、收縮率等檢測數(shù)據(jù)進行整理，結(jié)果表明，掘采期間，圍巖以底臌和幫部弧形三角煤變形為主，斷面最大收縮率為23.3%，最大非對稱變形率為5.2%，巷道整體均勻協(xié)調(diào)變形。說明1511 工作面回風(fēng)巷窄煤柱留設(shè)寬度為5 m，使上覆基本頂斷裂線靠近采空區(qū)側(cè)時，有利于巷道圍巖的穩(wěn)定，也驗證了研究結(jié)論的可靠性。

4 結(jié) 論

a.基本頂斷裂形式對傾斜煤層沿空半煤巖巷圍巖穩(wěn)定性的影響程度由小到大依次為：采空區(qū)側(cè)、煤柱上方、實體煤側(cè)、巷道上方，應(yīng)通過留設(shè)合理煤柱寬度使基本頂斷裂線位置盡量遠離巷道靠采空區(qū)側(cè)，對該類巷道穩(wěn)定最有利。

b.基本頂斷裂線位于采空區(qū)側(cè)時，傾斜煤層沿空半煤巖巷煤柱軸向、橫向應(yīng)力增速均小于其他方案，垂直位移也最小，煤柱變形在允許范圍內(nèi)，可保持后期對頂板的支承能力，降低后期巷道維護的困難性。

c.以貴州某礦1511 工作面回風(fēng)巷為工程背景的工業(yè)性試驗結(jié)果表明，留設(shè)5 m 寬度煤柱時，基本頂斷裂線遠離巷道上方靠采空區(qū)側(cè)，掘采期間斷面最大收縮率、最大非對稱變形率僅分別為23.3%、5.2%，巷道整體均勻協(xié)調(diào)變形，進一步驗證研究成果的可靠性。