孫東飛，尚 奇

（中煤西安設(shè)計工程有限責(zé)任公司，陜西 西安 710054）

工作面窄煤柱沿空掘巷因其具有煤炭資源回收率高，采掘接替時間短等優(yōu)點，成為了提高礦井煤炭資源采出率的有效方法之一[1-2]。

在窄煤柱留設(shè)方面，候朝炯等[3]系統(tǒng)研究了綜放工作面沿空掘巷上覆巖層的結(jié)構(gòu)特點，認(rèn)為頂板和窄煤柱的承載能力是維護(hù)巷道圍巖穩(wěn)定的關(guān)鍵；李學(xué)華等[4]分析了沿空掘巷窄煤柱破壞的多個影響因素及其特征，得出了窄煤柱的寬高比對于煤柱的影響最為顯著的結(jié)論；柏建彪等[5]、白璐等[6]、郝金鵬等[7]采用數(shù)值模擬方法研究了不同寬度煤柱的穩(wěn)定性，合理確定了窄煤柱沿空掘巷煤柱留設(shè)的尺寸；張科學(xué)等[8]、鄭錚等[9]采用理論計算與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對沿空掘巷煤柱留設(shè)的合理寬度進(jìn)行了研究，并在現(xiàn)場進(jìn)行了試驗。

在圍巖控制技術(shù)方面，岳帥帥等[10]通過理論計算、鉆孔窺視確定了特厚煤層綜放開采條件下沿空掘巷窄煤柱寬度，并相對應(yīng)地提出了1 種強(qiáng)力聯(lián)合支護(hù)技術(shù)；高峰等[11]根據(jù)千樹塔煤礦淺埋深特厚煤層地質(zhì)條件，采用數(shù)值模擬和工程類比的方法確定了沿空掘巷護(hù)巷煤柱寬度，提出了高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力支護(hù)技術(shù)并進(jìn)行了現(xiàn)場實踐；馬其華等[12]為提高沿空巷道圍巖穩(wěn)定性，提出采用“高預(yù)緊力、強(qiáng)力錨桿+強(qiáng)力錨索+強(qiáng)力鋼帶”聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)對沿空巷道進(jìn)行支護(hù)；侯玉軍等[13]依據(jù)UDEC 多邊形破壞準(zhǔn)則建立了Trigon 數(shù)值模型，分析了不同寬度煤柱內(nèi)應(yīng)力、裂隙擴(kuò)展特征及巷道圍巖變形規(guī)律，在確定留巷煤柱寬度的同時提出了“高強(qiáng)錨桿錨索+鋼筋梯子梁”支護(hù)的技術(shù)。

綜上所述，前人對各種地質(zhì)生產(chǎn)條件下的沿空掘巷技術(shù)進(jìn)行了研究，但是對于深部礦井大采高、寬度近6 m 大斷面沿空掘巷研究較少。為此，以大海則礦井20203 工作面回風(fēng)巷小煤柱掘巷為工程背景，采用理論分析和數(shù)值模擬相結(jié)合的方式研究了深井大采高大斷面沿空掘巷煤柱寬度的留設(shè)，并提出了相對應(yīng)的圍巖控制技術(shù)。

1 工程概況

20201 工作面為大海則煤礦202 采區(qū)的首采工作面，設(shè)計有回風(fēng)巷、運(yùn)輸巷2 條回采巷道，工作面內(nèi)2#煤層埋深646.01～654.15 m，平均埋深為649.4 m。地層產(chǎn)狀平緩，傾角0.5°～1.8°左右，無大的起伏，煤層厚度為6.48～7.35 m，平均厚度6.80 m。工作面地質(zhì)柱狀圖如圖1。待20201 工作面回采過后，在運(yùn)輸巷旁留設(shè)小煤柱掘進(jìn)20203 工作面的回風(fēng)巷。

圖1 20201 工作面地質(zhì)柱狀圖Fig.1 Geological histogram of 20201 working face

2 窄煤柱寬度留設(shè)理論計算

2.1 基本頂破斷線位置與煤柱寬度關(guān)系

上區(qū)段工作面回采之后，采空區(qū)上方基本頂將發(fā)生破斷并且斷裂后的巖塊形成鉸接結(jié)構(gòu)，斷裂線將煤體分為2 個區(qū)域[14-15]，即內(nèi)應(yīng)力場和外應(yīng)力場，內(nèi)外應(yīng)力場模型如圖2。圖中：S1為內(nèi)應(yīng)力場寬度；S2為外應(yīng)力場寬度。

圖2 內(nèi)外應(yīng)力場模型Fig.2 Model of internal and external stress fields

為保證煤柱有穩(wěn)定承載能力，“內(nèi)應(yīng)力場”寬度與巷道寬度、煤柱之間的關(guān)系有如下關(guān)系：

式中：L1為留巷寬度，5.8 m；L2為留設(shè)煤柱寬度，m；ρ 為基本頂密度，2.5 t/m3；a 為工作面走向長度，300 m；M 為基本頂厚度，本工作面最大可達(dá)8.75 m；y 為煤體的壓縮量，0.9 m；L 為基本頂初次來壓步距；G 為頂板破斷線附近煤體剛度，1.2×109Pa。

計算可得S1=14.4 m，因為巷道寬度L1=5.8 m，由式（1）計算煤柱寬度L2最大值為8.2 m。

2.2 極限平衡區(qū)與煤柱寬度關(guān)系

留設(shè)煤柱寬度不宜過小，受上區(qū)段工作面回采的影響，煤柱損傷破壞嚴(yán)重，要保證沿空巷道的穩(wěn)定性，煤柱內(nèi)部要有穩(wěn)定的承載區(qū)域，幫錨桿要能夠錨固在相對穩(wěn)定的煤體中。因而，煤柱寬度還應(yīng)滿足：

式中：m 為煤層的平均厚度，6.8 m；λ 為側(cè)壓系數(shù)，λ=μ/（1－μ）；μ 為泊松比，0.2；K 為應(yīng)力集中系數(shù)，1.6；H 為巷道埋深，650 m；ρ1為巖層的平均密度，2.5 t/m3；C 為煤層界面的黏聚力，1.2 MPa；α 為煤層界面的內(nèi)摩擦角，33°；p 為對煤幫的支護(hù)阻力，0.21 MPa。

由202 采區(qū)地質(zhì)情況，計算得到x1=3.1 m，代入式（3），則煤柱寬度L2最小值為5.8 m。因此，窄煤柱合理寬度范圍為5.8～8.2 m。

3 深井大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度數(shù)值分析

3.1 模型建立與模擬方案

為了節(jié)省計算時間同時又不降低數(shù)值計算精度，考慮到工作面地質(zhì)條件，建立x×y×z=140 m×120 m×90 m 的數(shù)值計算模型，數(shù)值計算模型如圖3。

圖3 數(shù)值計算模型Fig.3 Numerical calculation model

y 軸方向為工作面推進(jìn)方向。模型底部及四周為位移約束，模型上部加載15 MPa 應(yīng)力以模擬覆巖自重。前文基于內(nèi)外應(yīng)力場及極限平衡理論，得出窄煤柱合理寬度范圍大致為5.8～8.2 m，為了更好地確定煤柱寬度，利用數(shù)值模擬軟件分別模擬煤柱寬度為3.5、5.0、6.5、8.0、9.5、11.0 m 情況下的應(yīng)力分布特征及塑性區(qū)分布情況，從而為確定煤柱寬度提供依據(jù)。模擬過程為模型建立?初始地應(yīng)力的平衡?不同煤柱寬度下的數(shù)值計算。

3.2 沿空掘巷窄煤柱不同寬度數(shù)值模擬

3.2.1 應(yīng)力分布特征及轉(zhuǎn)移規(guī)律

不同煤柱寬度應(yīng)力分布特征云圖如圖4。

由圖4 可知，不同煤柱寬度下巷道頂?shù)装鍑鷰r均處于低應(yīng)力狀態(tài)，而實體煤側(cè)與煤柱側(cè)存在一定程度的應(yīng)力集中。窄煤柱寬度為3.5～5.0 m 時，巷道頂板及煤柱幫發(fā)生明顯擠壓變形，實體煤側(cè)應(yīng)力較為集中，而煤柱處于全范圍的低應(yīng)力狀態(tài)，承載能力較弱；煤柱寬度為6.5～9.5 m 時，實體煤側(cè)與煤柱均發(fā)現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象存在，煤柱受力得到改良，承載能力較3.5 m 與5.0 m 煤柱時大幅提高，在該煤柱寬度范圍內(nèi)可較好地發(fā)揮煤柱對頂板的支承作用以保證巷道長期穩(wěn)定。

圖4 不同煤柱寬度應(yīng)力分布特征云圖Fig.4 Cloud diagrams of stress distribution characteristics of different coal pillar widths

煤柱寬度大于或等于11 m 時，實體煤側(cè)應(yīng)力集中逐漸衰弱，而煤柱中應(yīng)力峰值較高，易對煤柱穩(wěn)定性形成較大威脅，不利于沿空巷道圍巖變形控制。

3.2.2 不同煤柱寬度塑性區(qū)變化演化規(guī)律

不同煤柱寬度塑性區(qū)變化特征圖如圖5。

圖5 不同煤柱寬度塑性區(qū)變化特征圖Fig.5 Variation characteristics of plastic zone in different pillar widths

由圖5 可知：窄煤柱寬度為3.5～5 m 時，受上區(qū)段回采及沿空煤巷掘進(jìn)影響，巷道及煤柱發(fā)生大范圍的剪切塑性破壞，煤柱較為松散破碎，不利于煤巷掘進(jìn)及下工作面回采；煤柱寬度為6.5～9.5 m 時，煤柱上方及巷道頂板塑性區(qū)明顯減小并出現(xiàn)彈性核區(qū)，在此情況下對巷道頂板施打錨桿，錨桿將錨固在巖體的彈性區(qū)中，能較大程度地發(fā)揮錨固效果；煤柱寬度大于或等于11 m 時，巷道圍巖及煤柱塑化程度進(jìn)一步減弱，彈性核區(qū)面積進(jìn)一步擴(kuò)大，煤柱上方及巷道頂板出現(xiàn)大面積彈性巖體，但在此煤柱寬度范圍內(nèi)掘進(jìn)巷道將造成大量煤炭資源的浪費。

3.3 大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度

首先基于內(nèi)外應(yīng)力場及極限平衡理論，得到該地質(zhì)條件下內(nèi)應(yīng)力場寬度為14.4 m，上工作面回采后煤柱破碎區(qū)寬度為3.1 m，繼而得到窄煤柱合理寬度范圍為5.8～8.2 m。之后對窄煤柱寬度分別為3.5、5.0、6.5、8.0、9.5、11.0 m 時巷道圍巖應(yīng)力及塑性破壞特征進(jìn)行數(shù)值模型模擬，數(shù)值分析表明，6.5～9.5 m 煤柱尺寸時，煤柱受力得到改良，承載條件較好，煤柱上方及巷道頂板出現(xiàn)彈性核區(qū)，能較大程度地發(fā)揮錨桿（索）錨固效果以保證頂幫穩(wěn)定。根據(jù)理論計算結(jié)果與數(shù)值分析結(jié)果取交集，同時兼顧工程類比與經(jīng)濟(jì)效益，綜合確定大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度為6.5 m。

4 沿空巷道圍巖破壞機(jī)理分析與控制技術(shù)

4.1 沿空巷道變形破壞機(jī)理分析

小煤柱沿空由于所處位置決定了其不僅受地應(yīng)力場影響，還受回采工作面整個采動過程的影響。20201 工作面煤層厚度在6.8 m 左右，采用一次采全高采煤方法，大采高和高強(qiáng)度的開采導(dǎo)致采空區(qū)覆巖運(yùn)動劇烈，使得相鄰工作面沿空巷道的穩(wěn)定性降低。深部高地應(yīng)力和工作面開采產(chǎn)生的超前支承壓力與側(cè)向支承壓力形成疊加集中應(yīng)力，集中應(yīng)力的疊加惡化了20203 回風(fēng)巷圍巖應(yīng)力環(huán)境。20201 工作面回采后，端部懸板大結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn)和滑落失穩(wěn)均會顯著影響區(qū)段煤柱完整性，煤體破壞嚴(yán)重，裂隙發(fā)育。此情況下掘進(jìn)巷道，煤柱將遭受多重不利因素影響，掘進(jìn)過程中極易整體性向內(nèi)擠出變形，甚至出現(xiàn)大面積垮塌現(xiàn)象。

2#煤裂隙較為發(fā)育，受到采動影響，采空區(qū)周圍煤體結(jié)構(gòu)被改變，且物理力學(xué)性質(zhì)被弱化，進(jìn)一步破壞了煤體完整性。為滿足生產(chǎn)要求，掘進(jìn)大斷面回風(fēng)巷道（巷寬5.74 m、巷高4.55 m），巷道斷面大使得巷道圍巖應(yīng)力和變形急劇增加，更容易出現(xiàn)幫部片幫、脫落，頂板離層、下沉，底板底鼓等礦壓顯現(xiàn)。因此，要保證沿空巷道服務(wù)年限內(nèi)安全牢靠，就要根據(jù)其圍巖破壞機(jī)理采取針對性措施以維持巷道圍巖穩(wěn)定性。

4.2 沿空巷道控制對策

針對深部大采高大斷面沿空掘巷圍巖裂隙惡性發(fā)育、采掘擾動劇烈、窄煤柱弱承載以及巷道支護(hù)系統(tǒng)破損失效等難題，提出“高強(qiáng)度混凝土鋪底+巷幫高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)+頂板柔性錨桿強(qiáng)支護(hù)撐頂+菱形金屬網(wǎng)護(hù)巷”的圍巖綜合化控制技術(shù)。

高強(qiáng)度混凝土鋪底可以在一定程度上減弱底板破壞防止底鼓的發(fā)生。在合理煤柱確定的情況下，采用高強(qiáng)柔性錨桿錨固承載結(jié)構(gòu)支護(hù)，使得柔性錨桿錨固區(qū)內(nèi)的壓應(yīng)力值顯著提高，有效壓應(yīng)力區(qū)使錨桿錨固區(qū)疊加為1 個大范圍的主動支護(hù)區(qū)域。尤其是對于大斷面大跨度巷道，柔性錨桿的錨固不僅起到懸吊作用又保證了對頂板的縫合作用，使其錨固巖成為整體，增加其厚層錨固梁的抗彎鋼度，避免造成錨桿組合拱的剪切破壞，提高巷道圍巖的整體穩(wěn)定性。幫部高預(yù)緊力錨桿配合托盤和菱形金屬網(wǎng)對淺部圍巖破碎區(qū)巖體產(chǎn)生保護(hù)、支承作用，將錨桿及淺部圍巖形成壓力拱承載結(jié)構(gòu)錨固在圍巖深部穩(wěn)定的巖層中，有效地鞏固圍巖整體的承載能力。因此，沿空掘巷圍巖錨固承載結(jié)構(gòu)的形成可以視作各錨桿錨網(wǎng)等支護(hù)體在圍巖中產(chǎn)生的預(yù)應(yīng)力承載結(jié)構(gòu)的疊加耦合，高強(qiáng)承載聯(lián)合支護(hù)結(jié)構(gòu)圖如圖6。

圖6 高強(qiáng)承載聯(lián)合支護(hù)結(jié)構(gòu)圖Fig.6 Structure diagram of high-strength bearing combined support

4.3 支護(hù)參數(shù)

根據(jù)現(xiàn)場實際及上述研究結(jié)果，支護(hù)參數(shù)為：頂板采用柔性錨桿+螺紋鋼錨桿支護(hù)，柔性錨桿φ=21.8 mm、L=4 500 mm，排距1 500 mm，間距不一，1排4 根，2 根邊柔性錨桿距巷幫825 mm，其余2 根分別距邊柔性錨桿1 052 mm，每根柔性錨桿搭配1塊300 m×300 mm×16 mm 拱形鋼托盤；頂錨桿選用φ=22 mm，L=2 400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排1 根，位于2 排柔性錨桿的中部對角線中點，排距1 500 mm，托板規(guī)格200 mm×200 mm×10 mm；采用菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂，網(wǎng)片規(guī)格3 500 mm×1 400 mm。巷幫選用φ=22 mm、L=2 600 mm 細(xì)牙螺紋鋼錨桿，每幫5 根，間距不一，排距1 500 mm，托板規(guī)格200 mm×200 mm×10 mm，其中角錨桿距頂板300 mm，與水平線夾角15°，第2 根距角錨桿900 mm，其余間距1 000 mm；采用菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫，網(wǎng)片規(guī)格4 500 mm×1 400 mm。底部采用高強(qiáng)度混凝土鋪底，厚度為300 mm。支護(hù)方案如圖7。

圖7 支護(hù)方案圖Fig.7 Support scheme diagram

4.4 工程應(yīng)用效果分析

為觀測小煤柱沿空巷道圍巖變形情況，利用激光測距儀對巷道圍巖變形量進(jìn)行觀測，煤幫側(cè)頂板測點和實體煤側(cè)頂板測點各距巷道中心線1.5 m（測點1、測點2），煤柱幫和實體煤幫測點位于距底板2.3 m 處（測點3、測點4），底板測點位于巷道中心處（測點5），掘進(jìn)期間巷道圍巖變形曲線如圖8。

圖8 掘進(jìn)期間巷道圍巖變形曲線Fig.8 Deformation curves of roadway surrounding rock during tunneling

從圖8 可以看出，前期巷道圍巖變形較快，32 d后巷道變形趨于穩(wěn)定。穩(wěn)定時實體煤幫、煤柱幫、實體煤側(cè)頂板和煤柱側(cè)頂板最大變形量分別為52、60、62、67 mm，變形量處于合理范圍內(nèi)。

窄煤柱沿空巷道維護(hù)的難點在于本工作面受的動壓影響，沿空巷道將承受工作面超前支承壓力和側(cè)向支承壓力對巷道帶來的危害。為觀測巷道圍巖的變形量，在本工作面回采時設(shè)置測點對巷道圍巖進(jìn)行監(jiān)測，本工作面回采時巷道圍巖變形量如圖9。

圖9 本工作面回采時巷道圍巖變形量Fig.9 Deformation of roadway surrounding rock during stoping of this working face

由圖9 可知，工作面前方40 m 范圍外圍巖整體變形量相對較??；煤柱側(cè)頂板下沉量大于實體煤幫頂板下沉量，隨著回采的繼續(xù)推進(jìn)，圍巖變形速率逐漸增加，在進(jìn)入12 m 范圍內(nèi)增速達(dá)到最大值，整個動壓影響內(nèi)巷道變形量在可以接受的范圍，能滿足回采的要求，充分說明留設(shè)煤柱及支護(hù)的合理性。

5 結(jié) 語

1）基于內(nèi)外應(yīng)力場及極限平衡理論，得到深井6.8 m 大采高大斷面沿空掘巷窄煤柱寬度合理范圍為5.8～8.2 m。

2）數(shù)值模擬結(jié)果表明，6.5～9.5 m 煤柱尺寸時，煤柱與實體煤側(cè)都存在一定的應(yīng)力集中，煤柱受力得到改良，煤柱上方及巷道頂板出現(xiàn)彈性核區(qū)，能較大程度地發(fā)揮柔性錨桿錨固效果以保證頂幫穩(wěn)定。

3）提出了“高強(qiáng)度混凝土鋪底+巷幫高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)+頂板柔性錨桿強(qiáng)支護(hù)撐頂+菱形金屬網(wǎng)護(hù)巷”的圍巖綜合化控制技術(shù)，支護(hù)完成32 d 后巷道收斂變形趨于穩(wěn)定，煤柱幫、實體煤幫、煤柱側(cè)頂板及實體煤側(cè)頂板最大變形量分別為52、60、62、67 mm，巷道整體變形處于可控范圍。