溫莊煤業(yè)15106回風(fēng)巷沿空掘巷圍巖控制研究

侯玉軍，司路軍，殷 宏

(山西潞安溫莊煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 長(zhǎng)治 046000)

隨著煤炭資源的日益枯竭，沿空掘巷已成為我國(guó)煤礦回采巷道應(yīng)用十分廣泛的布置方式[1]。一方面，沿空掘巷必須待鄰近工作面采空區(qū)覆巖穩(wěn)定后才能掘進(jìn)，否則會(huì)經(jīng)歷覆巖破斷、回轉(zhuǎn)和下沉的動(dòng)壓影響，造成煤柱受擾動(dòng)失穩(wěn)[2-7]；另一方面，合理的煤柱寬度能夠保證煤柱具有一定的抵抗擾動(dòng)的能力，同時(shí)確保圍巖處于側(cè)向應(yīng)力的低應(yīng)力環(huán)境中[8-10]。以上兩個(gè)方面都是確保沿空掘巷圍巖“大結(jié)構(gòu)”穩(wěn)定的因素，而合理的支護(hù)參數(shù)則是確保圍巖“小結(jié)構(gòu)”穩(wěn)定的因素[11-12]。沿空掘巷的掘進(jìn)時(shí)機(jī)、煤柱寬度和支護(hù)參數(shù)是確保沿空掘巷圍巖穩(wěn)定的 3個(gè)關(guān)鍵因素，眾多學(xué)者也針對(duì)這3個(gè)方面開展了大量的研究。種德雨[13]通過(guò)分析關(guān)鍵階段“迎采段”應(yīng)力分布曲線的分布形式、峰值點(diǎn)、應(yīng)力集中系數(shù)、增長(zhǎng)率等，確定了毗鄰工作面附加采動(dòng)應(yīng)力對(duì)掘進(jìn)的強(qiáng)烈影響區(qū)間，以及合理的掘巷時(shí)機(jī)；孫珍平[14]根據(jù)巖層移動(dòng)理論，分析了采空區(qū)穩(wěn)定前后側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律，得出三角滑移區(qū)內(nèi)巖體在破斷前后作用在煤柱上方的壓力降低是側(cè)向支承應(yīng)力減小的根本所在；王德超等[15]推導(dǎo)出綜放沿空掘巷兩幫極限平衡區(qū)寬度和煤體應(yīng)力位移理論計(jì)算公式，分析結(jié)果表明極限平衡區(qū)寬度隨煤層埋深、巷道高度及頂?shù)装褰缑孳浕禂?shù)的增大而增大，隨界面強(qiáng)度參數(shù)的增大而降低；柏建彪等[16]研究了綜放沿空掘巷圍巖變形及窄煤柱的穩(wěn)定性與煤柱寬度、煤層力學(xué)性質(zhì)、錨固支護(hù)強(qiáng)度之間的關(guān)系，得出高強(qiáng)度錨桿支護(hù)的窄煤柱是沿空掘巷圍巖承載結(jié)構(gòu)的重要部分；江貝等[17]利用非連續(xù)變形分析方法(DDARF)對(duì)沿空巷道圍巖的變形破壞及控制機(jī)制進(jìn)行了研究，分析了沿空巷道圍巖裂隙演化規(guī)律，并對(duì)裂隙的演化進(jìn)行了定量分析。以上研究成果為沿空掘巷的合理布置及圍巖控制奠定了基礎(chǔ)，隨著開采強(qiáng)度及開采深度的日益增加，沿空掘巷煤柱內(nèi)裂隙的分布規(guī)律直接影響煤柱的隔離特性，但從煤柱內(nèi)裂隙的演化規(guī)律來(lái)確定煤柱寬度的成果較少。

為了提高煤炭資源采出率，溫莊煤業(yè)現(xiàn)15106回風(fēng)巷采用窄煤柱沿空掘巷的布置方式。15106回風(fēng)巷鄰近15100工作面采空區(qū)的上覆巖層已經(jīng)穩(wěn)定，但15100采空區(qū)內(nèi)存在一系列氣體，為了確保沿空掘巷的安全性，在沿空掘巷煤柱寬度確定過(guò)程中必須考慮煤柱的隔離性?；诖?，使用UDEC-Trigon模型模擬不同煤柱寬度沿空掘巷煤柱內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律、裂隙擴(kuò)展特征及巷道圍巖變形規(guī)律，然后確定合理的窄煤柱寬度，并提出合理的支護(hù)參數(shù)，建立基于裂隙演化特征的沿空掘巷煤柱寬度數(shù)值計(jì)算模型，為確定沿空掘巷煤柱寬度提供新的途徑，同時(shí)可為類似條件沿空掘巷合理布置及圍巖控制提供借鑒。

1 工程背景

溫莊煤業(yè)15#煤層厚度為4.8 m，煤層埋藏深度平均為250 m，直接頂為厚6.4 m泥巖，直接底為厚2.6 m粉砂巖，基本底為厚5.5 m泥巖。巖層柱狀圖如圖1 所示。

圖1 巖層綜合柱狀圖

15106回風(fēng)巷位于回風(fēng)下山東南，西面緊鄰15100采空區(qū)，該巷道沿走向呈南北布置，為了優(yōu)化采區(qū)巷道布置，提高采出率，15106回風(fēng)巷留小煤柱，采用沿空掘巷窄煤柱布置方式。15106回風(fēng)巷采掘工程平面示意圖如圖2所示。

圖2 15106回風(fēng)巷采掘工程平面示意圖

2 基于Trigon模型確定煤柱寬度

2.1 數(shù)值計(jì)算模型的建立

采用UDEC6.0二維離散元數(shù)值計(jì)算軟件模擬巷道圍巖裂隙演化，以及計(jì)算圍巖應(yīng)力、應(yīng)變和位移，利用UDEC6.0中的泰森多邊形Voronoi網(wǎng)格Trigon命令對(duì)15106回風(fēng)巷實(shí)體煤幫進(jìn)行三角形網(wǎng)格節(jié)理劃分。在UDEC6.0中，Voronoi網(wǎng)格中的塊體可以是彈性塊體也可以是剛性塊體，通過(guò)進(jìn)一步定義塊體之間的節(jié)理參數(shù)可以改變巖體的力學(xué)性質(zhì)；Voronoi網(wǎng)格塊體之間參數(shù)定義的靈活性，劃分方法的隨機(jī)性，對(duì)于模擬巖體裂隙發(fā)展具有獨(dú)特的優(yōu)勢(shì)，國(guó)內(nèi)外眾多學(xué)者已經(jīng)用此方法模擬巖體裂隙的產(chǎn)生、拓展、閉合等過(guò)程，并取得了良好的效果。Trigon模型在Voronoi網(wǎng)格劃分的基礎(chǔ)上，對(duì)六邊形網(wǎng)格進(jìn)行三角形劃分，如圖3所示。Trigon模型采用了離散元方法，充分考慮了巖體的不連續(xù)性，能直觀表達(dá)介質(zhì)體內(nèi)部的受力行為。

圖3 UDEC6.0多邊形模型破壞準(zhǔn)則

在法向方向上：

ΔFn=-knΔun

(1)

式中：ΔFn為接觸面有效法向應(yīng)力增量，Pa；Δun為接觸面有效法向位移增量，m；kn為接觸面有效法向剛度，N/m。

在切向方向上，如果：

(2)

(3)

如果：

(4)

(5)

多邊形塊體和接觸面等微觀力學(xué)參數(shù)共同決定了巖石力學(xué)特性。Trigon模型中，多邊形塊體被定義為彈性體，對(duì)于特定的巖石材料只確定多邊形塊體彈性模量、接觸面內(nèi)摩擦角、接觸面黏聚力和接觸面抗拉強(qiáng)度等4個(gè)微觀力學(xué)參數(shù)。煤巖層力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖層力學(xué)參數(shù)

數(shù)值模擬模型示意圖如圖4所示，模型尺寸為150.0 m×26.2 m，左右邊界固定水平位移，底部邊界固定垂直位移，頂部自由邊界施加均布載荷，相當(dāng)于上覆560 m巖層的垂直應(yīng)力，側(cè)壓系數(shù)為0.8。

圖4 數(shù)值模擬模型示意圖

數(shù)值計(jì)算過(guò)程如下：

1)建立數(shù)值計(jì)算模型；

2)Trigon模型參數(shù)驗(yàn)證；

3)原巖應(yīng)力平衡計(jì)算；

4)一側(cè)工作面回采，應(yīng)力平衡計(jì)算，模擬鄰近工作面回采穩(wěn)定后，采動(dòng)支承應(yīng)力分布規(guī)律；

5)留設(shè)不同寬度煤柱進(jìn)行巷道開挖模擬，分別計(jì)算至應(yīng)力平衡，模擬沿空掘巷留設(shè)不同寬度煤柱時(shí)巷道的圍巖應(yīng)力、裂隙擴(kuò)展、變形分布規(guī)律。

根據(jù)前人的研究結(jié)果[18-20]，可以確定模型中多邊形塊體和接觸面的參數(shù)，模型物理力學(xué)參數(shù)如表2所示。

表2 模型物理力學(xué)參數(shù)

15100工作面回采工作結(jié)束后，采動(dòng)支承壓力引起采空區(qū)一側(cè)實(shí)體煤應(yīng)力重新分布。為了測(cè)量實(shí)體煤的受力影響，利用UDEC數(shù)值軟件模擬15100工作面充分采動(dòng)后垂直應(yīng)力分布，在實(shí)體煤中布置水平測(cè)線監(jiān)測(cè)實(shí)體煤的垂直應(yīng)力，其受力監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖5所示。

圖5 實(shí)體煤的垂直應(yīng)力分布規(guī)律

由圖5可以看出，當(dāng)15100工作面回采結(jié)束后，采空區(qū)一側(cè)實(shí)體煤內(nèi)垂直應(yīng)力從0.8 MPa增大到 13.5 MPa，隨后又降低至原巖應(yīng)力6.25 MPa。其峰值出現(xiàn)在距離采空區(qū)15 m處，峰值約為13.5 MPa；在距離采空區(qū)5 m處煤體內(nèi)垂直應(yīng)力有所下降，其值約為4.7 MPa；在距離采空區(qū)23 m處煤體內(nèi)垂直應(yīng)力降至原巖應(yīng)力，其值約為6.25 MPa。因此，數(shù)值模擬方案應(yīng)選取煤柱寬度3、5、8、15 m。

2.2 煤柱內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律

不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布特征模擬結(jié)果如圖6所示。

(a)煤柱寬度3 m

(b)煤柱寬度5 m

(c)煤柱寬度8 m

由圖6可知，隨著煤柱寬度不斷增加，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力不斷增大。當(dāng)煤柱寬度為3 m時(shí)，煤柱整體已發(fā)生塑性破壞，其應(yīng)力峰值為3.5 MPa，低于原巖應(yīng)力6.25 MPa，失去了承載能力；當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值為12.0 MPa，高于原巖應(yīng)力，區(qū)段煤柱整體呈塑性承載，具有一定的承載能力；當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力呈單峰曲線，峰值應(yīng)力約為20.0 MPa，高于原巖應(yīng)力，其峰值出現(xiàn)在巷道6.2 m處；當(dāng)煤柱寬度為15 m時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力呈單峰曲線，峰值為25.0 MPa，其峰值出現(xiàn)在巷道6 m處。

2.3 煤柱內(nèi)裂隙擴(kuò)展規(guī)律

不同寬度煤柱內(nèi)裂隙擴(kuò)展特征模擬結(jié)果如圖7所示。

(a)煤柱寬度3 m

(b)煤柱寬度5 m

(c)煤柱寬度8 m

(d)煤柱寬度15 m

由圖7可以看出，隨著煤柱寬度不斷增加，煤柱內(nèi)裂隙閉合區(qū)范圍越來(lái)越大。當(dāng)煤柱寬度為3 m時(shí)，煤柱發(fā)生塑性破壞，裂隙貫通，失去承載能力；當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙開始出現(xiàn)不貫通區(qū)域(即裂隙閉合區(qū))，其范圍大約為1.0 m；當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙閉合區(qū)長(zhǎng)度約為2.9 m；當(dāng)煤柱寬度為15 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙閉合區(qū)長(zhǎng)度約為 5.1 m。

2.4 巷道變形規(guī)律

不同寬度煤柱巷道圍巖破壞變形規(guī)律(巷道圍巖變形量通過(guò)內(nèi)置測(cè)線進(jìn)行監(jiān)測(cè))如圖8所示，巷道變形曲線如圖9所示。

(a)煤柱寬度3 m

(b)煤柱寬度5 m

(c)煤柱寬度8 m

(d)煤柱寬度15 m

圖9 不同寬度煤柱巷道變形曲線

由圖8、圖9可知，隨著煤柱寬度不斷增加，煤柱變形量呈現(xiàn)一個(gè)先減小后增大的變化過(guò)程。當(dāng)區(qū)段煤柱寬度為3 m時(shí)，煤柱整體破壞較為嚴(yán)重，實(shí)體煤幫最大變形量超過(guò)600 mm，煤柱幫最大變形量約為400 mm；當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，實(shí)體煤幫變形量約為190 mm，煤柱幫變形量約為230 mm；當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí)，實(shí)體煤幫變形量約為200 mm，煤柱幫變形量約為500 mm；當(dāng)煤柱寬度為15 m時(shí)，實(shí)體煤幫變形量約為260 mm，煤柱幫變形量約為580 mm。

2.5 煤柱寬度確定

當(dāng)煤柱寬度為3 m時(shí)，煤柱整體發(fā)生塑性破壞，整體變形較大，失去承載能力，因此區(qū)段煤柱寬度要大于3 m。在煤柱寬度從8 m增加到15 m過(guò)程中，煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力呈現(xiàn)單峰曲線，應(yīng)力峰值遠(yuǎn)大于原巖應(yīng)力，其峰值出現(xiàn)位置向15106回風(fēng)巷方向移近，煤柱內(nèi)裂隙閉合區(qū)越來(lái)越大，但煤柱兩側(cè)應(yīng)力值均低于原巖應(yīng)力，其承載能力較差，煤柱整體破壞變形較大。當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力值高于原巖應(yīng)力，煤柱具有一定的承載能力，煤柱內(nèi)開始出現(xiàn)裂隙閉合區(qū)，煤柱較為完整，破壞變形量相對(duì)較小。

3 現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)

頂錨桿采用?22 mm×2 400 mm的高強(qiáng)錨桿，間排距為850 mm×1 000 mm，每排6根，頂部錨桿垂直于巷道頂板(肩窩錨桿斜向幫部與垂直方向夾角為15°)；配套使用正方形托盤、減摩墊圈、球形墊圈，托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm，中心孔徑大于錨桿直徑1.5～2.0 mm，采用1支CKb2335及 1支 K2360樹脂錨固劑錨固，CKb2335在前、K2360在后。頂錨索使用?18.9 mm×6 300 mm的礦用錨索，采用“三花眼”布置方式，錨索間排距為1 700 mm×1 000 mm；配套使用鎖具、300 mm×300 mm×16 mm的正方形托盤，錨索藥卷使用1支CKb2335及2支K2360樹脂錨固劑，CKb2335在前、K2360在后。頂板鋪設(shè)10#正方形網(wǎng)和16#圓鋼制作的鋼筋梯子梁，正方形網(wǎng)長(zhǎng)×寬為4 700 mm×1 200 mm，頂部鋼筋梯子梁長(zhǎng)×寬為4 400 mm×80 mm。

兩幫采用?22 mm×2 400 mm的高強(qiáng)錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm，每排5根，幫部錨桿垂直于幫部墻體(兩底角錨桿斜向底板與水平夾角為15°)；配套使用正方形托盤、減摩墊圈、球形墊圈，托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm，錨桿藥卷使用1支CKb2335及1支K2360樹脂錨固劑，CKb2335在前、K2360在后。兩幫鋪設(shè)10#正方形網(wǎng)和14#圓鋼制作的鋼筋梯子梁，正方形網(wǎng)長(zhǎng)×寬為3 600 mm×1 200 mm；兩幫鋼筋梯子梁長(zhǎng)×寬為3 400 mm×80 mm。

15106回風(fēng)巷錨桿支護(hù)斷面如圖10所示。對(duì)15106回風(fēng)巷掘進(jìn)時(shí)的巷道表面位移監(jiān)測(cè)結(jié)果及錨桿錨索受力大小如圖11所示。

(a)支護(hù)參數(shù)

(b)頂板鋼筋梯子梁

(c)兩幫鋼筋梯子梁

(a)表面位移

(b)錨桿錨索受力

由圖11可知，在15106回風(fēng)巷掘進(jìn)過(guò)程中，隨著與掘進(jìn)端頭距離的增加，巷道圍巖逐漸趨于穩(wěn)定狀態(tài)。其中，頂?shù)装逡平繛?75 mm左右，兩幫移近量為75 mm左右，巷道變形量較?。豁敯邋^桿載荷穩(wěn)定在70 kN左右，頂板錨索載荷穩(wěn)定在100 kN左右，兩幫錨桿載荷穩(wěn)定在65 kN左右，錨桿和錨索載荷穩(wěn)定在正常的范圍之內(nèi)。因此，推斷出溫莊煤業(yè)15106回風(fēng)巷留設(shè)5 m寬度煤柱的沿空掘巷處于低應(yīng)力環(huán)境中。

為了進(jìn)一步分析沿空掘巷煤柱內(nèi)裂隙的擴(kuò)展規(guī)律，在15106回風(fēng)巷掘進(jìn)端頭后方200 m處進(jìn)行鉆孔窺視，觀測(cè)煤柱幫裂隙分布特征，部分鉆孔窺視結(jié)果如圖12所示。

圖12 15106回風(fēng)巷煤柱幫鉆孔窺視成像圖

由圖12可以看出，在15106回風(fēng)巷掘進(jìn)期間，距離煤壁0.5 m處存在環(huán)向裂隙，在2.5 m處煤體幾乎處于完整狀態(tài)，1.5 m和3.5 m處存在微小裂縫，因此從鉆孔窺視結(jié)果可以確定，5 m寬度煤柱沿空掘巷在掘進(jìn)過(guò)程中，煤柱中部存在一定長(zhǎng)度的裂隙閉合區(qū)，這正是5 m窄煤柱保持塑性承載狀態(tài)的基礎(chǔ)，同時(shí)5 m寬度煤柱也能有效隔離采空區(qū)，起到穩(wěn)定承載的作用。

4 結(jié)論

1)基于UDEC多邊形破壞準(zhǔn)則，確定了巖體微觀力學(xué)參數(shù)，并建立了Trigon數(shù)值計(jì)算模型，確定了側(cè)向支承應(yīng)力峰值位于采空區(qū)15 m處。

2)通過(guò)分析不同寬度煤柱下的15106回風(fēng)巷煤柱內(nèi)應(yīng)力演化規(guī)律、裂隙擴(kuò)展特征及圍巖變形規(guī)律，確定了5 m寬度煤柱具有一定長(zhǎng)度的裂隙閉合區(qū)并且具備良好的承載能力。

3)提出了高強(qiáng)錨桿、錨索配合鋼筋梯子梁的支護(hù)參數(shù)，保證了窄煤柱的穩(wěn)定性。

4)5 m寬度煤柱的沿空掘巷錨桿錨索能夠有效承載，圍巖變形在一定時(shí)間內(nèi)趨于穩(wěn)定狀態(tài)，同時(shí)現(xiàn)場(chǎng)鉆孔窺視顯示煤柱中部存在一定長(zhǎng)度的裂隙閉合區(qū)，驗(yàn)證了5 m寬度煤柱的合理性。