孤島工作面水侵沿空巷道圍巖穩(wěn)控技術(shù)研究

劉鑫

(國(guó)能蒙西煤化工股份有限公司 棋盤井煤礦， 內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

0 引言

煤炭的粗放式開采不僅造成了資源的過度浪費(fèi)[1-2]，同時(shí)也違背了國(guó)家大力建設(shè)和發(fā)展資源節(jié)約型高效生產(chǎn)礦井的主題[3-4]。留設(shè)小煤柱沿空掘巷在降低巷道維護(hù)工程量和巷道變形及減少煤炭資源損失方面具有顯著優(yōu)點(diǎn)，在我國(guó)許多礦區(qū)得到了廣泛推廣和應(yīng)用[5-6]。因此，針對(duì)不同煤層地質(zhì)條件開展小煤柱沿空掘巷相關(guān)研究具有重要的指導(dǎo)意義。目前，許多學(xué)者采用理論分析、相似模擬實(shí)驗(yàn)和數(shù)值模擬等方法從不同的方面入手，對(duì)煤柱的留設(shè)寬度和巷道圍巖穩(wěn)定控制等進(jìn)行了大量研究并取得了一些成果[7-10]。陳寧[11]通過SHPB(分離式霍普金森壓桿)對(duì)煤樣進(jìn)行實(shí)驗(yàn)，結(jié)果表明：隨著含水率的增加，煤樣動(dòng)態(tài)抗壓強(qiáng)度降低，動(dòng)態(tài)彈性模量升高，表現(xiàn)出與靜載過程不同的力學(xué)特征。王中偉[12]通過實(shí)驗(yàn)研究得到煤體峰值強(qiáng)度、彈性模量隨含水率的增大呈現(xiàn)先增大后減小的變化趨勢(shì)；含水率較大時(shí)，煤體在峰值強(qiáng)度附近發(fā)生延性破壞。Qian Ruipeng等[13]研究了水浸高度對(duì)煤的單軸壓縮下變形破壞的影響，水浸對(duì)煤樣軟化效果明顯，部分浸水煤樣在不同層位的變形不同步，部分浸水煤樣變形的不均勻加劇了煤樣的破壞。

以上研究成果為研究孤島工作面水侵沿空巷道圍巖穩(wěn)控技術(shù)提供了基礎(chǔ)，但對(duì)孤島工作面采空區(qū)積水弱化圍巖條件下的合理煤柱留設(shè)方面研究較少，僅從積水侵蝕煤柱承載強(qiáng)度弱化影響因子、煤柱常規(guī)應(yīng)力簡(jiǎn)化模型、實(shí)驗(yàn)室測(cè)定積水弱化煤柱強(qiáng)度等某一方面進(jìn)行簡(jiǎn)化分析或理論研究，而由于巷道圍巖應(yīng)力及環(huán)境的復(fù)雜性，對(duì)于此類特殊地質(zhì)條件下的沿空巷道圍巖變形機(jī)理及控制效果并不十分理想。為此，本文在前人的研究基礎(chǔ)上，以國(guó)能蒙西煤化工股份有限公司棋盤井煤礦I020908回風(fēng)巷為工程背景，針對(duì)孤島工作面采空區(qū)積水弱化條件下沿空巷道圍巖變形嚴(yán)重這一特征，采用實(shí)驗(yàn)室測(cè)定和數(shù)值計(jì)算分析法，在實(shí)驗(yàn)室室內(nèi)測(cè)定煤巖樣吸水弱化強(qiáng)度的基礎(chǔ)上，將簡(jiǎn)化后的積水煤柱承載強(qiáng)度的參數(shù)嵌入FLAC3D數(shù)值軟件，對(duì)工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力演化規(guī)律、塑性區(qū)分布特征及不同寬度煤柱應(yīng)力和變形規(guī)律進(jìn)行研究分析；建立了考慮積水弱化的煤柱力學(xué)模型，確定了水侵條件下合理煤柱寬度；提出了孤島工作面水侵條件下沿空巷道圍巖穩(wěn)控技術(shù)方案。

1 工程概況

棋盤井煤礦I020908工作面是9號(hào)煤II盤區(qū)最后一個(gè)工作面，地面標(biāo)高為+1 370～+1 384 m，井下標(biāo)高為+849～+911 m。該工作面南鄰I020901工作面采空區(qū)(I020901工作面采空區(qū)共積水17.1萬m3，水頭高度約為+875 m)，北鄰I020905工作面采空區(qū)，屬于孤島工作面，工作面布置如圖1所示。煤層厚度為3.00 m，煤層平均傾角為4°，煤層層理和節(jié)理中等發(fā)育，硬度中等，堅(jiān)固性系數(shù)為3～5。煤層頂?shù)装遒x存情況見表1。

圖1 工作面布置Fig.1 Working face layout

表1 煤層頂?shù)装鍘r性Table 1 Lithology of coal seam roof and floor

目前，I020908工作面運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷與相鄰工作面采空區(qū)均留設(shè)隔離煤柱，截止2019-01-30，I020908工作面運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷均已掘進(jìn)200 m，I020908回風(fēng)巷受I020901采空區(qū)積水長(zhǎng)期浸泡影響?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)表明，I020908回風(fēng)巷在鄰側(cè)采空區(qū)積水侵蝕條件下煤質(zhì)極其松軟，煤柱強(qiáng)度與運(yùn)輸巷煤柱強(qiáng)度相比明顯降低，多處發(fā)生大面積密集片幫現(xiàn)象，最大擴(kuò)散深度為0.6 m，頂板及圍巖破碎區(qū)范圍也明顯增大，冒頂區(qū)域面積最大為50 m2，擴(kuò)散深度為2.0 m，嚴(yán)重威脅礦井生產(chǎn)安全，阻礙了巷道掘進(jìn)工作的正常進(jìn)行。

2 煤巖體力學(xué)性質(zhì)測(cè)試

考慮到I020908回風(fēng)巷圍巖受I020901采空區(qū)積水浸泡影響的工程實(shí)際情況，將I020908工作面回風(fēng)巷煤巖樣進(jìn)行標(biāo)準(zhǔn)加工，同時(shí)開展干燥煤巖樣和自然吸水煤巖樣的物理力學(xué)性質(zhì)測(cè)試，測(cè)試采用的標(biāo)準(zhǔn)煤巖樣如圖2所示。

(a) 干燥試樣

(b) 浸水試樣圖2 標(biāo)準(zhǔn)煤巖樣Fig.2 Standard coal and rock samples

(1) 干燥處理：將加工好的部分煤巖樣置于干燥箱中，在110 ℃溫度下烘干24 h，取出后在干燥器皿中冷卻至室溫。

(2) 浸水處理：將加工好的煤巖樣放入水槽中，先注水至樣品高度的1/4處，以后每隔2 h分別注水至樣品高度的1/2和3/4處，全部浸沒樣品6 h后，樣品在水中自然吸水48 h。

根據(jù)測(cè)試結(jié)果分析得出：各煤巖樣吸水后力學(xué)參數(shù)較干燥狀態(tài)下均有明顯降低。其中，砂質(zhì)泥巖平均單軸抗壓強(qiáng)度由43.45 MPa降低至12.86 MPa，降低幅度為70.41%；煤平均單軸抗壓強(qiáng)度和彈性模量降低幅度分別為30.05%和87.71%。砂巖平均抗拉強(qiáng)度由4.22 MPa降低至0.20 MPa，降低幅度為95.26%。砂質(zhì)泥巖平均抗拉強(qiáng)度由4.74 MPa降低至1.11 MPa，降低幅度為76.58%。煤平均抗拉強(qiáng)度由0.93 MPa降低至0.48 MPa，降低幅度為48.39%。砂質(zhì)泥巖黏聚力由10.41 MPa降低至2.16 MPa，降低幅度為79.25%。各煤巖樣吸水后的內(nèi)摩擦角較干燥狀態(tài)下則無明顯變化，其中，煤的內(nèi)摩擦角由21.77°增大至22.35°，增大幅度僅為2.66%。

3 孤島工作面采場(chǎng)應(yīng)力及變形特征分析

在采空區(qū)側(cè)向支承壓力的影響下，不同煤柱寬度的變形破壞程度也有較大差異；此外，塑性區(qū)發(fā)育高度及特征對(duì)于沿空巷道圍巖穩(wěn)控技術(shù)的支護(hù)強(qiáng)度參數(shù)選取有著關(guān)鍵的影響作用。為此，利用測(cè)定的積水弱化煤柱物理力學(xué)參數(shù)，建立數(shù)值計(jì)算模型，對(duì)孤島工作面?zhèn)认蛑С袎毫八苄詤^(qū)發(fā)育特征進(jìn)行模擬分析，為煤柱合理寬度的留設(shè)和巷道圍巖穩(wěn)控技術(shù)的提出提供有力依據(jù)。

3.1 數(shù)值計(jì)算模型建立

根據(jù)9號(hào)煤層地質(zhì)條件，利用FLAC3D建立采場(chǎng)數(shù)值計(jì)算模型，分別在采空區(qū)有無積水侵蝕條件下模擬孤島工作面開采過程中側(cè)向支承壓力分布規(guī)律及塑性區(qū)發(fā)育特征。模型尺寸為982 m×400 m×341 m。在沿煤層傾斜方向上為400 m，沿煤層走向?yàn)?82 m，高度為341 m，沿傾斜方向工作面推進(jìn)距離為200 m。為減弱數(shù)值軟件的邊界效應(yīng)，在模型傾斜方向上留設(shè)100 m邊界煤柱，在走向方向上留設(shè)50 m邊界煤柱，根據(jù)工程實(shí)際情況，相鄰工作面間留設(shè)6 m保護(hù)煤柱。模型整體采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，模型的四周及底部邊界采用位移邊界條件固定，模型上邊界施加等效上覆巖層均布載荷5.51 MPa，數(shù)值計(jì)算模型如圖3所示。根據(jù)實(shí)驗(yàn)室力學(xué)參數(shù)實(shí)驗(yàn)測(cè)試結(jié)果對(duì)煤巖體模擬參數(shù)進(jìn)行校正，采空區(qū)在正常和積水條件下煤巖體力學(xué)參數(shù)見表2。

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

表2 數(shù)值模擬巖層參數(shù)Table 2 Numerical simulation rock parameters

3.2 采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布分析

在回風(fēng)巷采空區(qū)側(cè)布置測(cè)線，I020901工作面開采后，自然條件和水侵條件下回風(fēng)巷采空區(qū)側(cè)向支承壓力如圖4所示。

圖4 I020901工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布Fig.4 Distribution of lateral support pressure in goaf of I020901 working face

由圖4可看出，自然條件下，垂直應(yīng)力在距回風(fēng)巷采空區(qū)側(cè)向12.5 m處達(dá)到峰值，峰值強(qiáng)度為32.81 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.62；水侵條件下，垂直應(yīng)力在距回風(fēng)巷采空區(qū)側(cè)向約18.1 m達(dá)到峰值，峰值強(qiáng)度為26.75 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.32。說明采空區(qū)側(cè)淺部煤巖體受水侵蝕影響嚴(yán)重，煤巖體比正常情況下較為破碎，導(dǎo)致圍巖和煤體的力學(xué)性質(zhì)明顯降低，其所能承受的載荷也顯著減小。相同開采條件下，水侵條件側(cè)向形成的支承壓力的峰值降低約14%。

3.3 I020901工作面圍巖塑性區(qū)分布分析

I020901工作面開采后，2種情況下塑性區(qū)分布情況如圖5、圖6所示。由圖5、圖6可看出：自然條件下，I020901工作面開采后，塑性區(qū)最大發(fā)育高度距離煤層約為46 m，覆巖垮落和破壞高度約為15.3倍采高；底板破壞深度為8.3 m，約2.77倍采高。

圍巖受水侵弱化條件下，I020901工作面開采所形成的塑性區(qū)范圍明顯較正常開采情況下擴(kuò)大，隨著開采范圍的加大，塑性區(qū)的發(fā)育范圍也超過I020908回風(fēng)巷所在圍巖區(qū)域，導(dǎo)致I020908工作面內(nèi)煤體的破壞。通過對(duì)比自然條件和受水侵條件下采場(chǎng)塑性區(qū)的分布可以看出，受水侵蝕后，塑性區(qū)的發(fā)育高度可達(dá)到64 m，約為31.3倍采高，比自然條件下開采情況增加了39%。

(a) 推進(jìn)40 m

(b) 推進(jìn)100 m

(c) 推進(jìn)140 m

(d) 推進(jìn)200 m圖5 自然條件下I020901工作面塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of plastic zone of I020901 working face under natural conditions

(a) 推進(jìn)40 m

(b) 推進(jìn)100 m

(c) 推進(jìn)140 m

(d) 推進(jìn)200 m圖6 水侵條件下I020901工作面塑性區(qū)分布Fig.6 Distribution of plastic zone of I020901 working face under water intrusion conditions

基于采場(chǎng)應(yīng)力分布和塑性區(qū)分布規(guī)律可知：在水侵條件下應(yīng)當(dāng)合理增加回風(fēng)巷護(hù)巷煤柱的寬度或者對(duì)巷道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

4 煤柱合理寬度確定

威爾遜經(jīng)典煤柱寬度公式表明，煤柱主要由單一核區(qū)以及兩側(cè)塑性區(qū)組成，而塑性區(qū)寬度的大小對(duì)于煤柱寬度的合理確定起到?jīng)Q定性作用。

基于極限平衡理論，建立考慮采空區(qū)水頭高度影響下的煤柱力學(xué)模型，計(jì)算煤柱采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度，為煤柱寬度的合理確定提供理論依據(jù)，并結(jié)合數(shù)值模擬結(jié)果分析，最終確定合理煤柱寬度。

4.1 靜水壓力對(duì)煤柱塑性區(qū)的影響

I020908工作面回風(fēng)巷煤柱采空區(qū)側(cè)受I020901工作面采空區(qū)積水的影響，其塑性區(qū)較巷道側(cè)發(fā)育程度較高且采空區(qū)積水水位(靜水壓力)是不斷變化的。因此，考慮采空區(qū)靜水壓力p對(duì)煤柱塑性區(qū)寬度的影響，為煤柱寬度的合理確定提供有力的參考依據(jù)。煤柱力學(xué)模型如圖7所示，其中α為煤層傾角，h′,h″表示煤柱任一位置與水頭的距離。

圖7 煤柱力學(xué)模型Fig.7 Coal pillar mechanical model

根據(jù)極限平衡區(qū)理論，塑性區(qū)(水破壞區(qū))寬度為x3，計(jì)算公式[14]如下：

(1)

式中：λ為煤層側(cè)壓系數(shù)；M為煤層厚度，m；φ0為煤層頂?shù)装褰唤缑嫣幠Σ两牵?°)；ρ為采空區(qū)積水密度，kg/m3；g為重力加速度，N/kg；h為采空區(qū)積水高度，m；k′為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為煤柱上覆巖層容重，kN/m3；H為煤層埋藏深度，m；C0為交界面處黏聚力，MPa；Px為煤幫支護(hù)阻力，MPa。

根據(jù)I020908工作面工程地質(zhì)條件并結(jié)合實(shí)驗(yàn)室測(cè)試結(jié)果，參數(shù)取值如下：λ=0.27，M=3.0 m，γ=22 kN/m3，φ0=17°，C0=0.5 MPa，ρ=1 000 kg/m3，g=10 N/kg，k′=1.6，H=509～535 m，h=0～26 m，Px=0.1 MPa。在其他參數(shù)不變的條件下，分析采空區(qū)積水不同水頭高度對(duì)煤柱塑性區(qū)發(fā)育的影響規(guī)律，其變化曲線如圖8所示。

圖8 不同水頭高度對(duì)塑性區(qū)影響曲線Fig.8 Influence curve of different water accumulation height on plastic zone

由圖8可看出，隨著距離水頭高度的增加(水壓增加)，采空區(qū)側(cè)煤柱塑性區(qū)寬度增大。

4.2 煤柱垂直應(yīng)力分布

基于以上結(jié)果分析，進(jìn)行留設(shè)不同煤柱寬度數(shù)值模擬計(jì)算?；谒治g的開采條件，模型地層設(shè)置、巖性參數(shù)、初始應(yīng)力狀態(tài)與圍巖弱化條件下的數(shù)值計(jì)算模型相同。模型尺寸為400 m×341 m×1 m，采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，模型的四周及底部邊界采用位移邊界條件固定，模型上邊界施加5.51 MPa的等效上覆巖層均布載荷。

不同寬度條件下煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布如圖9、圖10所示。由圖9、圖10可看出：① 煤柱寬度為6～15 m時(shí)，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布為先增大后減小的單峰形式，垂直應(yīng)力峰值基本處于煤柱中間。隨著煤柱寬度的增大，垂直應(yīng)力峰值近似呈線性增大。② 煤柱寬度為6～12 m時(shí)，垂直應(yīng)力峰值小于原巖應(yīng)力，煤柱寬度為12 m時(shí)，與原巖應(yīng)力大約持平，此時(shí)煤柱處于應(yīng)力降低區(qū)。③ 煤柱寬度為12～15 m時(shí)，垂直應(yīng)力高于原巖應(yīng)力，此時(shí)煤柱處于應(yīng)力增高區(qū)。所以，從煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布規(guī)律考慮，留設(shè)合理煤柱寬度為6～12 m。

圖9 不同寬度下煤柱垂直應(yīng)力分布Fig.9 Vertical stress distribution of coal pillar with different width

圖10 煤柱應(yīng)力峰值與煤柱寬度關(guān)系曲線Fig.10 Curve of relationship between peak stress and width of coal pillar

4.3 巷道表面位移

煤柱寬度與巷道圍巖變形關(guān)系如圖11所示。由圖11可看出：隨著煤柱寬度的增大，頂板及實(shí)體煤幫位移先減小后趨于穩(wěn)定，煤柱幫位移隨煤柱寬度增大而減小。當(dāng)煤柱寬度為6～12 m時(shí)，頂板、實(shí)體煤幫及煤柱幫移近量逐漸減小，底板底鼓量逐漸增加，但頂板、實(shí)體煤幫和底板減小(增加)幅度較小；煤柱幫從0.293 m減小到0.211 m，減小了27.9%，說明煤柱寬度對(duì)煤柱幫影響較大。當(dāng)煤柱寬度為12～15 m時(shí)，巷道圍巖基本趨于穩(wěn)定。從巷道表面位移考慮，合理煤柱寬度為6～12 m。

圖11 不同煤柱寬度與巷道圍巖變形情況Fig.11 Different coal pillar widths and surrounding rock deformations of roadway

綜合分析，棋盤井煤礦I020908工作面沿空掘巷煤柱寬度留設(shè)為6 m，但回風(fēng)巷煤柱幫受I020901采空區(qū)積水侵蝕影響，容易產(chǎn)生冒頂和片幫，需要進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

5 圍巖控制技術(shù)

5.1 支護(hù)方案

根據(jù)I020908工作面的具體地質(zhì)情況，為保證工作面回采期間巷道的正常安全使用，基于巷道原支護(hù)設(shè)計(jì)參數(shù)，對(duì)巷道采取加強(qiáng)支護(hù)措施，具體方案為如下：

方案1：不受采空區(qū)積水影響的加強(qiáng)支護(hù)方案，如圖12所示。

圖12 無積水巷道加強(qiáng)支護(hù)斷面Fig.12 Reinforced support section of roadway without accumulated water

頂錨桿：φ20 mm×2 400 mm，配φ14 mm×4 900 mm的鋼筋梯子梁，150 mm×150 mm×10 mm碟形鋼托盤，φ6.5 mm鋼筋網(wǎng)，2個(gè)K2360藥卷，間排距為800 mm×800 mm，距巷幫100 mm。

頂錨索：φ21.6 mm×7 200 mm，配300 mm×300 mm×14 mm的鋼板，下方焊接300 mm長(zhǎng)14號(hào)槽鋼，3個(gè)Z2360藥卷，每排布置3根錨索，間排距為2 000 mm×1 600 mm。除中心錨索垂直頂板施工外，其余錨索與頂板夾角為70°，以充分利用巷道肩角穩(wěn)定區(qū)。

幫錨桿：φ20 mm×2 400 mm，配300 mm×300 mm×14 mm的鋼板，φ6.5 mm鋼筋網(wǎng)，1個(gè)K2360藥卷，間排距為800 mm×800 mm，距頂?shù)装?50 mm。

方案2：受采空區(qū)積水影響的加強(qiáng)支護(hù)方案，如圖13所示。

圖13 有積水巷道加強(qiáng)支護(hù)斷面Fig.13 Reinforced support section of roadway with accumulated water

頂錨桿：與方案1加強(qiáng)支護(hù)方案相同。

頂錨索：在方案1加強(qiáng)支護(hù)方案基礎(chǔ)上，每2排之間補(bǔ)打2根頂錨索，間排距為2 000 mm×1 600 mm，距巷幫1 500 mm，整體呈“五花”布置。

幫錨桿：在方案1的基礎(chǔ)上，煤柱幫錨索為φ17.8 mm×4 300 mm，配300 mm×300 mm×12 mm鋼托盤，2支Z2360藥卷，每排2根錨索，間排距為1 800 mm×1 600 mm，距底板850 mm。

5.2 圍巖控制效果分析

巷道間隔50 m布置1個(gè)測(cè)站，每個(gè)測(cè)站采用“十”字布點(diǎn)設(shè)1對(duì)測(cè)點(diǎn)，利用表面位移計(jì)對(duì)巷道表面位移監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行計(jì)算，如圖14所示。

(a) 頂?shù)装逡平?/p>

(b) 兩幫移近量圖14 巷道圍巖表面位移收斂曲線Fig.14 Convergence curves of surface displacement of roadway surrounding rock

從圖14可看出，巷道各測(cè)站的巷道頂?shù)装逡苿?dòng)變化總的趨勢(shì)基本一致，在11—52 d，頂?shù)装遄畲笠平窟_(dá)到200 mm，平均為85 mm，52—120 d巷道頂?shù)装迨諗口呌诜€(wěn)定，最大值為4.0%，平均收斂值為1.7%。在14—52 d，兩幫最大移近量達(dá)到130 mm，平均為73.3 mm，52—120 d兩幫移動(dòng)變形穩(wěn)定，最大收斂值為2.6%，平均收斂值為1.5%。與原支護(hù)方案相比，在采空區(qū)積水長(zhǎng)期侵蝕條件下，巷道圍巖控制效果較好，比原支護(hù)條件下圍巖移近量降低85.6%。

6 結(jié)論

(1) 利用FLAC3D數(shù)值軟件對(duì)采空區(qū)有無積水條件下進(jìn)行采場(chǎng)數(shù)值模擬，結(jié)果表明:積水侵蝕條件下煤巖體承載性能降低，需要增加煤柱寬度或加強(qiáng)巷道支護(hù)措施。

(2) 數(shù)值模擬結(jié)果表明：煤柱寬度的大小對(duì)巷道煤柱幫影響較大，對(duì)巷道頂?shù)装搴蛯?shí)體煤幫影響較小，結(jié)合工程實(shí)際確定煤柱寬度為6 m，并進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

(3) 采用圍巖穩(wěn)控技術(shù)設(shè)計(jì)了加強(qiáng)支護(hù)方案，采用加強(qiáng)支護(hù)方案后巷道圍巖變形在52 d內(nèi)趨于穩(wěn)定，頂?shù)装遄畲笠平考s為200 mm，兩幫最大移近量約為130 mm，比原支護(hù)條件下圍巖移近量降低85.6%，巷道圍巖控制效果較好。