中厚煤層窄煤柱沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性研究

殷帥峰，左安家，馬麗潔，任宇新，石松豪

(1.華北科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，北京 101601；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083)

窄煤柱沿空掘巷具有煤炭資源回收率高，采掘接替時間短等優(yōu)點而迅速在我國廣泛使用[1]。沿空掘巷煤柱留設(shè)寬度與巷道支護狀態(tài)直接決定了巷道圍巖的穩(wěn)定性。李學(xué)華等[2]分析了沿空掘巷窄煤柱破壞的多個影響因素及其特征，得出窄煤柱的寬高比對于煤柱的影響最為顯著；付宣斌等[3-5]采用數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測等手段優(yōu)化了沿空掘巷錨網(wǎng)索聯(lián)合支護技術(shù)；查文化等[6-9]探究了基本頂不同斷裂位置下沿空掘巷巷道圍巖和煤柱的應(yīng)力及變形特征；謝生榮等[10，11]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提出了一種強力聯(lián)合支護技術(shù)。王猛等[12]考慮了矸石的壓縮效應(yīng)，建立了沿空掘巷煤柱-矸石與上覆巖層承載的結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，并給出了一種掘巷時機的計算方法；鄭錚等[13]探究了異形巷道斷面圍巖不對稱破碎特征和留設(shè)窄煤柱合理寬度，給出了一種非對稱控制技術(shù)?？导t普等[14-16]研究了深井高應(yīng)力沿空掘巷的應(yīng)力分布、圍巖變形破壞形式以及支護技術(shù)。

綜上所述，沿空掘巷技術(shù)在煤柱寬度留設(shè)及圍巖控制技術(shù)等方面研究成果較為豐碩，然而對于沿空掘巷掘采全時空巷道圍巖應(yīng)力演化與變形狀況的研究不多，而采動應(yīng)力又是影響巷道圍巖穩(wěn)定的關(guān)鍵因素[17-19]。本文確定了恒源煤礦沿空掘巷煤柱留設(shè)寬度、探究了工作面回采動壓下沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性及非對稱支護承載結(jié)構(gòu)的合理性，為相似地質(zhì)條件下沿空掘巷圍巖控制提供了一定參考。

1 地質(zhì)概況

恒源煤礦487工作面位于48采區(qū)左翼下部，東部為已回采結(jié)束的488工作面，南部為48采區(qū)回風(fēng)、軌道及運輸上山三條巷道，西部為尚未掘進的480工作面，北部為尚未布置采掘工程的深部區(qū)域，487風(fēng)巷東部為488工作面采空區(qū)，位置關(guān)系如圖1所示。

圖1 487工作面位置

487工作面煤層賦存穩(wěn)定，厚度1.76～2.96m，平均厚度2.80m，屬中厚煤層。工作面煤層傾角3.0°～9.0°，平均埋深460m，工作面平均長度212m，走向推進長度798m。煤巖層柱狀如圖2所示。

圖2 煤巖層柱狀

2 沿空掘巷窄煤柱寬度確定

2.1 窄煤柱寬度理論計算

2.1.1 上限值

因沿空掘巷布置工程實踐特點，在礦山壓力作用下上區(qū)段工作面回采過程中頂板周期破斷將沿工作面走向形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)，工作面端頭頂板巖塊A、B、C之間鉸接形成頂板巖層承載結(jié)構(gòu)[20，21]。由于關(guān)鍵塊B的破斷直接擾動其下煤體的應(yīng)力環(huán)境，支承壓力分布將以關(guān)鍵塊B斷裂處為界分為“內(nèi)、外應(yīng)力場”S1、S2，如圖3所示。沿空巷道布置在內(nèi)應(yīng)力場內(nèi)，圍巖整體處于低應(yīng)力狀態(tài)，有利于沿空巷道的穩(wěn)定控制，故護巷煤柱與巷道寬度之和應(yīng)小于內(nèi)應(yīng)力場S1[22]：

式中，W為工作面傾向長度，m；l為周期來壓步距，m；L為初次來壓步距，m；∑hi為關(guān)鍵層所控制軟弱層厚度總和，m；E0為關(guān)鍵塊體下煤體彈性模量，MPa；m為煤煤層厚度，m；hz為直接頂厚度，m；kz為直接頂碎脹系數(shù)；B為煤柱寬度，m；R為巷道寬度，m。

圖3 沿空掘巷上覆巖層結(jié)構(gòu)

依據(jù)恒源煤礦工作面地質(zhì)生產(chǎn)參數(shù)確定W=212m，初次、周期來壓步距L=30m、l=17m，∑hi=18.95m，E0=2.4GPa，kz=1.4，hz=4.9m，R=4.2m，求得煤柱寬度B≤8.15m。

2.1.2 下限值

沿空掘巷護巷煤柱留設(shè)寬度過小將導(dǎo)致煤柱在上覆巖層載荷作用下發(fā)生生嚴重破壞，甚至失穩(wěn)不利于巷道圍巖的錨固支護，護巷煤柱寬度應(yīng)大于極限平衡區(qū)理論計算下的寬度值。由極限平衡區(qū)理論[23]，上區(qū)段采空區(qū)影響的塑性區(qū)寬度x1：

式中，m為工作面采高，取2.8m；A為側(cè)壓系數(shù)，取A=0.5；φ為煤體內(nèi)摩擦角，取20°；C為煤巖體粘聚力，取1.52MPa；K為應(yīng)力集中系數(shù)1.5；γ為上覆巖層平均容重，取0.025MN/m3；H為巷道埋深，取460m；Pz為上區(qū)段工作面巷道煤幫的支護強度，取0MPa。

代入式(2)中，x1=2.37m，則沿空掘巷窄煤柱合理寬度：

B≥x1+x2+x3

(3)

式中，x1為采空區(qū)影響的塑性區(qū)寬度，m；x2為窄煤柱幫采用的錨桿有效長度，取1.6m；x3為煤柱寬度富余系數(shù)，由于開采煤層為中厚煤層，為保證煤柱穩(wěn)定性可取x3=0.2～0.5(x1+x2)。

將式(2)計算結(jié)果代入式(3)，由此得B≥4.76～5.98m。

綜上所述，恒源煤礦487工作面回風(fēng)巷護巷煤柱合理寬度理論計算范圍應(yīng)為4.76～8.15m。

2.2 窄煤柱合理寬度數(shù)值模擬

2.2.1 數(shù)值模型建立

根據(jù)恒源煤礦487工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件，建立了FLAC3D數(shù)值模擬模型。模型尺寸為長×寬×高=200m×110m×70m，共劃分250240個單元體、264473個節(jié)點；模擬4#煤層厚度2.8m，487工作面沿空掘巷為斜矩形斷面，凈寬×凈高=4200mm×2400mm；選取x軸方向為工作面傾向，y軸方向為工作面推進方向，豎直方向為z軸方向；四周和底部固支約束，上部施加10.25MPa的自重載荷，設(shè)定側(cè)壓系數(shù)為1.2，采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型，應(yīng)變模式采用大變形模式，煤巖體力學(xué)參數(shù)見表1。

2.2.2 窄煤柱寬度數(shù)值模擬

為探究487工作面沿空掘巷合理煤柱寬度，在已建立模型基礎(chǔ)上探究3m、4m、5m、6m、8m、10m煤柱寬度下沿空掘巷圍巖垂直應(yīng)力演化特征。不同尺寸煤柱應(yīng)力分布云圖及曲線如圖4、圖5所示：

表1 巖石力學(xué)參數(shù)

圖4 不同煤柱寬度應(yīng)力曲線

圖5 不同煤柱寬度應(yīng)力分布

1)沿空掘巷后頂?shù)装寰嬖谝惠^穩(wěn)定的應(yīng)力降低區(qū)，且應(yīng)力降低區(qū)范圍與極值并不隨煤柱寬度的改變而發(fā)生較大變化。

2)巷道圍巖周圍存在較為明顯的應(yīng)力集中區(qū)域，且隨煤柱留設(shè)寬度增大，巷道圍巖實體煤區(qū)域與煤柱區(qū)域垂直應(yīng)力呈現(xiàn)相反的變化趨勢。

3)沿空掘巷煤柱區(qū)域內(nèi)，隨煤柱寬度增加，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度遞增，不同煤柱寬度下垂直應(yīng)力分布隨遠離巷幫均呈“Λ”形分布；煤柱寬度3～4m時，煤柱內(nèi)應(yīng)力均小于原巖應(yīng)力，表明煤柱整體處于巖石破壞峰后狀態(tài)，承載能力較低；煤柱寬度為5m時，煤柱內(nèi)存在應(yīng)力集中區(qū)且應(yīng)力集中系數(shù)為1.21，表明煤柱開始具有較強承載能力；煤柱寬度為6～10m時煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度迅速增強，且應(yīng)力峰值與范圍逐漸超過實體煤，表明上覆巖層載荷承載主題逐漸由巷道實體煤側(cè)轉(zhuǎn)移至煤柱側(cè)。

4)隨著煤柱寬度的增加，實體煤區(qū)域應(yīng)力集中的峰值與范圍遞減，極值點位置逐漸向巷道方向靠近，且實體煤內(nèi)應(yīng)力逐漸趨于的穩(wěn)定值遞減。

不同煤柱寬度下巷道表面位移變化如圖6所示。由圖6可知：①隨煤柱寬度由3m增至5m，沿空掘巷頂板圍巖變形大幅度減小，煤柱寬度再由5m增加至10m過程，圍巖變形緩慢減小。②煤柱寬度不同，巷道圍巖變形均表現(xiàn)出以兩幫變形為主要變形的特征，表明巷道圍巖變形控制的關(guān)鍵在于維持兩幫的穩(wěn)定性，尤其是窄煤柱的穩(wěn)定。

綜合該地質(zhì)實況下理論計算和數(shù)值模擬沿空掘巷窄煤柱留設(shè)寬度結(jié)果，確定487工作面回風(fēng)巷窄煤柱留設(shè)寬度為5m。

圖6 不同煤柱寬度沿空掘巷圍巖變形曲線

3 沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性分析

為進一步了解工作面采動影響下窄煤柱沿空掘巷圍巖的應(yīng)力演化規(guī)律、塑性區(qū)分布及圍巖變形情況，本節(jié)分析研究487工作面回采40m后，沿空掘巷超前工作面50m內(nèi)圍巖的垂直應(yīng)力、塑性區(qū)分布特征及圍巖變形，為窄煤柱沿空掘巷的圍巖控制提供必要依據(jù)。

3.1 沿空掘巷圍巖應(yīng)力演化規(guī)律

為分析工作面推進40m后，沿空掘巷超前段圍巖的垂直應(yīng)力分布特征，特對三維空間模型進行切片處理，得到沿空掘巷不同超前段圍巖垂直應(yīng)力分布如圖7所示：

1)巷道圍巖淺部的垂直應(yīng)力低值區(qū)以“半橢圓狀”向巷道圍巖深部并偏向煤柱側(cè)擴散，并在煤柱周圍形成一個低應(yīng)力區(qū)。

2)超前工作面50m范圍實體煤內(nèi)存在呈“橢圓狀”垂直應(yīng)力峰值區(qū)。隨著遠離工作面，沿空掘巷實體煤幫垂直應(yīng)力峰值帶范圍和峰值都呈減小趨勢，在超前工作面5m處，其垂直應(yīng)力峰值帶范圍在2.1～7.3m之間，垂直應(yīng)力峰值為31.8MPa。

3)超前工作面距離30m內(nèi)，隨著遠離工作面煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值區(qū)域逐漸增長，煤柱承載范圍及強度漸次增加，煤柱內(nèi)應(yīng)力受工作面回采動壓影響較為顯著；超前工作面距離30m之后，煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)基本穩(wěn)定，工作面回采動壓影響較緩。

為進一步明晰該工作面回采過程中沿空掘巷圍巖的垂直應(yīng)力分布特征，對其監(jiān)測數(shù)據(jù)進行處理得到工作面推進40m時沿空掘巷超前段兩幫垂直應(yīng)力分布曲線和頂?shù)装逑鄬σ平壳€如圖8所示。

綜上所述，通過對GLP-1的深入了解，GLP-1類藥物不僅降糖效果較強，還不會增加機體低血糖風(fēng)險。同時，糖尿病患者服用GLP-1類藥物，也能能保護患者的心血管功能，具有良好的臨床應(yīng)用價值與應(yīng)用前景。但臨床中仍有一些問題有待研究：①GLP-1作為注射藥物，存在著使用不便的問題；②GLP的部分功能機制尚未完全探究清楚，難免會導(dǎo)致適用人群存在偏差；③GLP-1作為一種新藥，有待臨床的進一步檢驗。因此，對GLP-1類藥物治療糖尿病的研究還有待進一步的研究。

1)該工作面推進40m時沿空掘巷超前段煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力呈“Λ”形分布，沿空掘巷超前段實體煤幫內(nèi)的垂直應(yīng)力分布雖不完全相同，但其總體趨勢均先迅速增大至峰值，而后降低，隨超前工作面不同距離其應(yīng)力降低后最終穩(wěn)定值不同。

2)隨著遠離工作面，沿空掘巷超前段煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力曲線分布形態(tài)基本一致，但峰值隨遠離工作面由低于原巖應(yīng)力增長到超前30m處13.67MPa，表明巷道圍巖受回采動壓影響逐漸減弱。

3)隨著遠離工作面，沿空掘巷實體煤幫內(nèi)垂直應(yīng)力曲線均先“線性”增加至峰值，而后以“指數(shù)”的形式遞減至穩(wěn)定，且其峰值逐漸減小，峰值點位置漸次向巷道位置偏移；

4)隨著遠離工作面，沿空掘巷圍巖頂?shù)装逡平俊蓭鸵平烤省柏撝笖?shù)”形式遞減。工作面超前10m內(nèi)巷道圍巖變形較為劇烈，超前30m后頂板、兩幫變形趨于穩(wěn)定，相對移進量逐漸分別穩(wěn)定在210mm、330mm。

3.2 沿空掘巷圍巖塑形區(qū)演化規(guī)律

由圖8可知，煤柱以剪切破壞為主且全部進入塑性狀態(tài)，頂?shù)装寮皩嶓w煤幫的塑性區(qū)分別呈“扇形”狀包圍沿空掘巷，塑形區(qū)范圍整體偏向巷道實體煤上幫角，且在煤柱左上側(cè)存有“V”型彈性區(qū)域。超前5m處，頂板塑性區(qū)最大深度達到5.0m，之后隨超前工作面距離增加而減小，超前30m之后頂板塑形區(qū)寬度大致穩(wěn)定在4.0～4.5m；實體煤幫塑性區(qū)范圍變化較小，整體控制在3.0～3.5m之間；巷道底板塑性區(qū)范圍基本穩(wěn)定在1.5m范圍內(nèi)，但實體煤底幫角處破壞范圍變化明顯，由最大破壞深入底板3.5m減小至超前30m處的2.0m，最終穩(wěn)定在深度1.5m范圍內(nèi)。

綜上所述，5m窄煤柱沿空掘巷受回采工作面影響劇烈區(qū)域位于工作面前方30m內(nèi)，其垂直應(yīng)力峰值為31.8MPa，頂板塑形區(qū)最大深度為5.0m，實體煤幫3.5m，底板實體煤底角最深3.5m，煤柱內(nèi)已進入全塑狀態(tài)。

4 沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

4.1 沿空掘巷圍巖錨固機理

根據(jù)恒源煤礦5m護巷煤柱超前工作面沿空巷道所處圍巖力學(xué)環(huán)境、塑性區(qū)范圍、圍巖變形情況，易知控制沿空巷道圍巖變形破壞的關(guān)鍵是維持煤柱的穩(wěn)定性，同時著重發(fā)揮頂板與實體煤幫的協(xié)同承載能力。根據(jù)恒源煤礦生產(chǎn)地質(zhì)實況，提出了窄煤柱沿空掘巷高強錨桿-索組合非對稱支護技術(shù)：

1)頂板錨桿偏向“實體煤側(cè)+高預(yù)應(yīng)力長錨索”抑制動載轉(zhuǎn)移。由前述超前工作面沿空掘巷圍巖塑性區(qū)演化特征，塑形區(qū)在頂板偏向?qū)嶓w煤側(cè)較為發(fā)育，最大深度達到5.0m，而在煤柱側(cè)頂板存有“V”型彈性區(qū)域，故而頂板錨桿支護方向垂直頂板斜頂偏向?qū)嶓w煤側(cè)，并采用7.3m長錨索重點加固巷道頂板區(qū)域，使其發(fā)揮更多的承載，從而限制采動應(yīng)力盡可能小地向巷道兩側(cè)圍巖轉(zhuǎn)移。

3)高強錨桿加固實體煤幫。該礦為中厚煤層綜采，工作超前影響將導(dǎo)致沿空巷道實體煤幫圍巖淺部破裂塑化，以致失去承載能力。且數(shù)值模擬結(jié)果顯示，實體煤幫內(nèi)塑性區(qū)寬度基本穩(wěn)定在3.0～3.5m，故巷道開掘后采用高強錨桿并適時施加預(yù)應(yīng)力，使錨桿在巷道圍巖淺部形成一個應(yīng)力相互疊加的承壓拱，從而改善淺部破碎圍巖的受力狀態(tài)；同時煤柱幫頂、底錨桿均偏離巷道水平線15°，以重點加固實體煤兩幫角處淺部圍巖維持巷道斷面的完整。

4.2 沿空掘巷支護參數(shù)

頂板支護：487回風(fēng)巷頂板選用?22mm×2400mm的左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，間排距900mm×900mm，每排5根，采用樹脂錨固劑錨固，規(guī)格為K2350、Z2350型各1卷，錨桿錨固力不少于80kN，扭矩不小于200N·m；頂板錨索為?=17.8mm×7300mm鋼絞線，間排距2000mm×2700mm，居巷中對稱布置，錨索外露長度150～250mm，錨索托盤采用300mm×300mm×18mm的方托盤，采用K2350(1卷)、Z2350(2卷)樹脂錨固劑，錨索的破斷力≥353kN，抗拉強度≥1860MPa，延伸率≥3.5%，錨固力為100～120kN；同時頂板采用“M3”型鋼帶配合金屬網(wǎng)輔助加強支護，規(guī)格分別為4000mm×180mm、5000mm×1100mm。

兩幫支護：窄煤柱幫采用?22mm×2400mm的左旋螺紋鋼錨桿，每排4根，間排距為700mm×900mm，采用平鋼帶和菱形金屬網(wǎng)輔助支護，規(guī)格分別為2000mm×180mm、5000mm×1100mm；實體煤幫采用?22mm×2400mm右旋全螺紋鋼錨桿，每排3根，間排距900mm×900mm，采用鋼筋梯子梁和菱形金屬網(wǎng)輔助支護，規(guī)格分別為2000mm×150mm、 5000mm×1100mm。幫部錨桿均采用1卷Z2350型錨固劑，其錨固力不少于60kN，扭矩不小于150N·m。錨桿托盤均采用規(guī)格為150mm×150mm×18mm的方托盤，減摩墊片、預(yù)緊力螺母分別配套使用。支護斷面如圖9所示。

圖9 沿空掘巷支護參數(shù)(mm)

4.3 沿空掘巷圍巖錨固預(yù)應(yīng)力場

為進一步探究487工作面回風(fēng)巷錨桿索組合非對稱支護結(jié)構(gòu)承載性能，依據(jù)沿空掘巷支護參數(shù)建立了數(shù)值模擬，預(yù)應(yīng)力場分布如圖10所示。

圖10 錨桿索組合承載結(jié)構(gòu)

1)以0.02MPa為有效壓應(yīng)力區(qū)邊界，錨桿-索聯(lián)合支護形成的有效壓應(yīng)力區(qū)發(fā)生疊加，在頂板高度為5.5m范圍內(nèi)，煤柱幫深度2.1m范圍內(nèi)，實體煤幫深度2.0m范圍內(nèi)及實體煤幫兩幫角處超過1.5m深處均形成了有效壓應(yīng)力區(qū)，該區(qū)域為錨桿-索組合支護形成的深-淺部承載結(jié)構(gòu)，使得巷道圍巖協(xié)同成一個連續(xù)的整體。

2)錨索在距頂板高度為7.0～8.5m范圍內(nèi)形成拉應(yīng)力集中區(qū)，頂板淺部2.0m范圍內(nèi)形成壓應(yīng)力大于0.08MPa的應(yīng)力集中區(qū)，且越靠近實體煤側(cè)應(yīng)力集中越為明顯，表明頂板錨桿-索非對稱支護形式切實改善了巷道頂板實體煤幫角處圍巖應(yīng)力狀況。

3)煤柱側(cè)應(yīng)力相比于實體煤側(cè)，在其中部1.5m范圍內(nèi)明顯形成壓應(yīng)力大于0.08MPa的應(yīng)力集中區(qū)，表明適當(dāng)增強煤柱幫的錨桿支護密度，更明顯改善了煤柱淺部圍巖受力狀況，切實加強了煤柱內(nèi)圍巖承載弱區(qū)，利于煤柱穩(wěn)定。

5 礦壓監(jiān)測

為評價分析沿空掘巷圍巖控制效果，對487工作面風(fēng)巷圍巖變形量進行實地監(jiān)測，采用十字布點法在超前工作面每間隔5m布置一處測點，監(jiān)測超前工作面60m范圍內(nèi)頂?shù)装迮c兩幫各自移近量，結(jié)果如圖11所示。

圖11 487工作面回風(fēng)巷位移曲線

由圖11可知：工作面附近，巷道圍巖變形最為劇烈，頂?shù)装逡平繛?74mm，兩幫移近量為759mm；隨超前工作面距離的增加，頂?shù)装迮c兩幫移近量整體上呈減小趨勢；當(dāng)超前距離超過30m后，移近量顯著減小且逐漸趨于穩(wěn)定值，此時頂?shù)装逡平考s為190mm，兩幫移近量約為315mm。巷道斷面在受到工作面回采擾動后圍巖變形量均在可控范圍內(nèi)，變形后斷面不影響回采巷道的正常使用。因此，沿空掘巷5m窄煤柱和上述支護方式有效地限制了487工作面回風(fēng)巷的圍巖變形，窄煤柱沿空掘巷應(yīng)用取得了成功。

6 結(jié) 論

1)結(jié)合礦井實際地質(zhì)條件，基于極限平衡區(qū)理論、內(nèi)外應(yīng)力場理論與數(shù)值模擬等方法綜合確定沿空掘巷窄煤柱寬度為5m。

2)沿空掘巷煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)大小及范圍隨煤柱寬度增大而減大，煤柱承載作用逐漸加強，而實體煤與其相反。

3)回采動壓對沿空掘巷圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)分布有明顯的影響，其劇烈影響范圍約為工作面前方30m內(nèi)，且沿空掘巷超前段頂板處的最大塑性區(qū)高度為5.0m，實體煤幫側(cè)的最大塑性區(qū)寬度為3.5m。

4)5m窄煤柱沿空掘巷采用高強錨桿-索組合非對稱支護方式有效地控制了圍巖變形，錨桿索組合承載結(jié)構(gòu)切實提高了巷道圍巖承載性能，頂?shù)装迮c兩幫相對移進量最大分別為574mm、759mm，超前30m后移近量逐漸接近190mm、315mm。