高應(yīng)力軟巖沿空掘巷煤柱寬度確定及圍巖控制技術(shù)

王志強,仲啟堯,王 鵬,石 磊,黃玄皓

(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院 ，北京 100083；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點實驗室，北京 100083;3.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 煤炭安全開采與地質(zhì)保障國家級實驗教學(xué)示范中心，北京 100083)

0 引 言

我國礦井每年掘進大量的巷道中回采巷道占4/5，留窄煤柱沿空掘巷是回采巷道的一種布置方式，且在礦井進入深部開采，開采強度大，地質(zhì)條件復(fù)雜，如何選擇合理的巷道位置及對圍巖變形有效控制[1-4]，專家學(xué)者們進行的研究有：李磊等[5]、鄭錚等[6]通過建立力學(xué)模型，推導(dǎo)出“內(nèi)應(yīng)力場”寬度表達式，確定了合理的沿空掘巷位置。張常光等[7]建立傾斜煤層條帶煤柱留設(shè)寬度的統(tǒng)一解。柏建彪等[8]、張廣超等[9]通過數(shù)值模擬確定了合理的煤柱寬度范圍。祁方坤等[10]基于采空側(cè)煤體傾向支承壓力分布特征以及護巷煤柱體的極限平衡理論，確定了護巷窄煤柱合理留設(shè)寬度的上、下限值解析表達式。張科學(xué)等[11]運用極限平衡理論、數(shù)值分析和現(xiàn)場工業(yè)性試驗相結(jié)合的方法，確定了窄煤柱寬度。薛康生等[12]基于內(nèi)外應(yīng)力場理論以及彈性核理論，理論分析確定了沿空掘巷煤柱寬度合理范圍解析表達式。崔建軍[13]提出了以強幫支護為主、頂幫協(xié)調(diào)支護的高預(yù)應(yīng)力控制技術(shù)。郭金剛等[14]針對綜放沿空掘巷采動大提出了頂板以高強高預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿支護系統(tǒng)、梯級錨固的束錨索支護系統(tǒng)以及多錨索-鋼帶桁架支護系統(tǒng)的強力聯(lián)合控制技術(shù)。張鵬鵬等[15]理論計算了合理煤柱寬度的上下限值，回風(fēng)巷掘巷期間采用錨桿+長短錨索一次支護，回采期間對煤柱幫進行鉆孔注漿加固2次支護。何富連等[16-17]針對綜放沿空掘巷提出了“高強錨桿支護+非對稱錨索+桁架錨索”的綜合控制措施。

基于此，以某礦的地質(zhì)條件為背景，采用錯層位沿空掘巷的巷道布置方式，建立基本頂關(guān)鍵塊斷裂力學(xué)模型，求解煤柱上的應(yīng)力和應(yīng)力集中系數(shù)，建立緩斜中厚煤層采空側(cè)實體煤力學(xué)模型，理論推導(dǎo)出極限平衡區(qū)寬度，從而確定巷道布置位置，提出“相鄰巷道聯(lián)合支護和非對稱控制技術(shù)相結(jié)合”的綜合圍巖控制技術(shù)，確定巷道支護參數(shù)，通過數(shù)值模擬與傳統(tǒng)巷道支護進行比較，并進行工業(yè)試驗驗證錯層位沿空掘巷綜合圍巖控制技術(shù)效果。

1 工程概況

某礦礦井所采7號煤平均埋深480 m，煤層厚度3.10～3.56 m，平均厚3.3 m，傾角18°～23°，平均20°左右。工作面傾斜長度150 m，走向長度870 m。相鄰區(qū)段間留設(shè)寬35 m保護煤柱，煤損大，且接續(xù)面巷道采用普通錨桿索支護，巷道圍巖出現(xiàn)大變形，頂板發(fā)生離層，錨桿索出現(xiàn)失效、拉斷等現(xiàn)象，巷道圍巖穩(wěn)定性較差。為提高資源采出率及維護巷道穩(wěn)定，對巷道進行優(yōu)化布置，采用錯層位沿空掘巷巷道布置方式進行試驗，工作面平面圖如圖1所示，工作面布置如圖2所示。

圖1 工作面平面

圖2 工作面布置

直接頂為砂質(zhì)泥巖，厚4 m，灰色，巖性不均勻含砂粒；基本頂為泥巖，厚6 m，黑色，巖性細膩均勻，質(zhì)純凈，富含豌足類碎片；直接底為粉砂巖，厚2 m，成分以石英、巖屑為主，剪節(jié)理，具裂隙；基本底為砂質(zhì)泥巖，厚4 m，具剪節(jié)理，遇水易變軟膨脹。7號 煤頂?shù)装寰C合柱狀圖如圖3所示。

圖3 綜合柱狀圖

2 煤柱應(yīng)力集中系數(shù)計算

2.1 關(guān)鍵層確定

工作面回采后，頂板巖層從下往上垮落，為確定頂板關(guān)鍵層位置及基本頂所承受載荷，可用式(1)計算，基本頂及以上巖層參數(shù)見表1。

表1 基本頂及以上各巖層參數(shù)

(1)

式中：(qn)1為n層巖層對第1層影響時形成的載荷；h1，h2，…，hn為各巖層厚度，m；E1，E2，…，En為各巖層彈性模量，MPa；γ1，γ2，…，γ3為各巖層容重，kN/m3；α為煤層傾角,(°)。

經(jīng)計算：q1=129.69 kPa，(q2)1=160.71 kPa，(q3)1=29.77 kPa<(q2)1，經(jīng)過以上計算可知，第1，2層對第1層有影響，第3層對第1層沒有影響，故第3層位關(guān)鍵層，且第1層承受上覆巖層載荷為160.71 kPa。

2.2 基本頂周期及側(cè)向垮落步距

基本頂初次垮落后，工作面繼續(xù)向前推進，基本頂發(fā)生周期性垮落，其垮落步距為

(2)

式中：L1為基本頂周期垮落步距，m；h1為基本頂厚度，m；Rt為基本頂抗拉強度，MPa；q′為基本頂承受上覆載荷，MPa。

基本頂沿傾斜方向垮落步距為

(3)

將h1=6 m，Rt=2.17 MPa，q′=(q2)1=0.16 MPa代入式(2)可得：L1=12.73 m，L2=13.12 m。

2.3 塊體力學(xué)分析

1216工作面回采結(jié)束后，直接頂垮落充填采空區(qū)，基本頂斷裂形成巖體A、巖塊B和巖塊C，巖塊B的斷裂發(fā)生在彈塑性交界處，且在巖塊B下部煤巖體處于應(yīng)力降低區(qū)，適合沿空掘巷布置1218進風(fēng)巷，基本頂斷裂形成的鉸接結(jié)構(gòu)力學(xué)模型如圖4所示。

圖4 關(guān)鍵塊斷裂力學(xué)模型

2.3.1 巖體A受力分析

如圖4所示，巖體A與巖塊B的鉸接點的豎直方向位移為

(4)

通過現(xiàn)場觀測巖塊A的位移為0.3 m，通過式(5)可推出fBA：

(5)

式中：q2為下位巖層支撐載荷，kN/m；q0為上覆巖層載荷，kN/m；fBA為B巖塊對A巖塊施加垂直作用力，kN；LA，E，I分別為巖塊A的長度(m)，彈性模量(MPa)和慣性矩(m4)。

2.3.2 巖塊C受力分析

根據(jù)力學(xué)關(guān)系可得：

TBC=RC

(6)

巖塊C對巖塊B的沿煤層傾向推力TBC可用式(7)計算

(7)

式中：GB為巖塊B自重，kN；GR為巖塊B上覆軟弱巖層重量，kN；hB為巖塊B厚度，m。

GB=Sh1γ2

(8)

GR=ShRγ1

(9)

式中：S為巖塊B面積，m2，S=L1L2/2;hR、γ1分別為巖塊B上覆軟弱巖層厚度(m)及體積力，kN/m3；γ2為巖塊B體積力，kN/m3。

2.3.3 巖塊B受力分析

對巖塊A,B鉸接點取矩，∑M鉸接點=0，可得:

(10)

巖塊A,B之間沿煤層傾向推力與巖塊B,C之間沿煤層傾向推力關(guān)系為

TAB=2TBCcosφ

(11)

將式(7)代入式(11)可得：

(12)

巖塊B受力平衡，得平衡方程為

GB+q3LBcosφ-FM-fCB-fAB=0

(13)

由式(10)、(12)和(13)可推導(dǎo)出煤柱所受壓力荷載：

(14)

根據(jù)現(xiàn)場實測和理論計算，可得出如下參數(shù)：E=2.1 MPa，I=236 m4，ω=0.3 m，q0=12.10×103kN/m，q2=12.11×103kN/m，q3=8×103kN/m，LA=LB=13.12 m，GA=23.05 kN，GB=11.52 kN，GR=6.41 kN，h1=6 m，φ=13.5°，θ=14°，l=5.5 m。將上述參數(shù)代入式(14)可計算煤柱承受載荷為55.71×103kN，則煤柱承受應(yīng)力集中為55.71 MPa，故應(yīng)力集中系數(shù)k=55.71/12.10=4.60。

3 窄煤柱寬度理論計算

3.1 理論推導(dǎo)

如圖5所示，沿煤層傾向和垂向建立直角坐標(biāo)系，下方煤體受集中應(yīng)力影響，沿坐標(biāo)系產(chǎn)生的集中應(yīng)力分量為σx、σy，且應(yīng)考慮下部煤體受到采空區(qū)垮落矸石和遺留三角煤推力的影響，建立力學(xué)模型。

圖5 煤體內(nèi)應(yīng)力分區(qū)

1216工作面開采后，直接頂垮落充填采區(qū)，由于基本頂斷裂形成垮落角，垮落角以上質(zhì)量由基本頂及其上覆巖層承擔(dān)。則垮落矸石質(zhì)量[18]為

(15)

式中：M′為三角煤高度，m；ψ為斜坡角，(°)；θ為巖層垮落角，(°)；γ1為直接頂容重，kN/m3；∑h為直接頂厚度，m。

采用錯層位開采，工作面開采會留一部分三角煤，則三角煤質(zhì)量為

(16)

式中，γ2為煤層容重，MPa。

本文煤層緩傾斜，故分析重點為直接頂垮落矸石和三角煤體沿煤層傾斜方向?qū)ο聨兔后w推力為

Px=F=(G1+G2)sinα

(17)

式中，α為煤層傾角，(°)。

按照圖2建立的坐標(biāo)系的極限平衡方程為

τxy=c0+σytanφ0

(18)

式中：τxy為剪應(yīng)力，MPa；σy為正應(yīng)力，MPa；φ0為內(nèi)摩擦角，(°)。

由于煤層傾角存在，沿煤層傾向、垂向均會產(chǎn)生應(yīng)力分量，則集中應(yīng)力在下幫煤體x=x0處得[19]：

(19)

式中：A為側(cè)壓系數(shù)；k1,k2分別為煤層垂向、傾向應(yīng)力集中分量，且k1=kcosα，k2=ksinα。

因此，在采空區(qū)前方建立極限平衡方程為

(20)

式中，M為煤層厚度，m。

將式(20)代入到平面平衡微分方程，得：

(21)

由式(21)可知，σy為關(guān)于x,y的函數(shù)，因此令下幫煤體垂直應(yīng)力分布滿足σy=f(x)g(x)，式(21)可改寫為

(22)

令上述函數(shù)同等于常數(shù)B，則對等式兩邊分布求導(dǎo)，得：

(23)

因此可求得：

(24)

在煤層厚度范圍內(nèi)，可認(rèn)為沿Y方向垂向應(yīng)力不變。因此令B0=B1B2exp(B4)，代入(24)和(18)得：

(25)

由式(25)代入式(18)，(20)得：

(26)

將式(26)、式(17)代入式(25)、式(18)得

(27)

根據(jù)頂板巖石力學(xué)實驗和地應(yīng)力測試，得到如下參數(shù)：M′=3.5 m，ψ=3°，θ=14°，M=3.5 m，α=20°，H=480 m，A=0.49，γ1=22 kN/m3，γ2=15 kN/m3，φ0=28°，c0=3.01 MPa，k1=4.33，k2=1.57。將上述參數(shù)代入式(27)，得到塑性區(qū)寬度為11.35 m。

3.2 確定煤柱寬度

為使1218回風(fēng)巷處于低應(yīng)力區(qū)，需將巷道布置在極限平衡區(qū)內(nèi)，此外窄煤柱寬度與巷道寬度之和應(yīng)小于極限平衡區(qū)寬度，巷道寬4 m，則窄煤柱可選擇范圍為0～7 m。由于上工作面采空區(qū)垮落矸石與三角煤沿煤層傾向向下產(chǎn)生的擠壓力使下方煤體產(chǎn)生一定范圍的塑性破壞[6]，若窄煤柱寬度選擇0～3 m，裂隙比較發(fā)育，巷道易破碎，且不利于阻擋采空區(qū)的水、火、瓦斯等。若煤柱寬度在6～7 m，則巷道易靠近極限平衡區(qū)，支承壓力較大，巷道易發(fā)生變形失穩(wěn)，亦不宜布置巷道。則合理煤柱寬度為4～5 m，確定煤柱寬度5 m。

4 錯層位沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

4.1 圍巖控制技術(shù)

采用相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)[20]和非對稱控制技術(shù)。

1)相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)。1216進風(fēng)巷向右?guī)痛蝈^索與1218回風(fēng)巷頂板錨索形成一個交叉區(qū)域，增加頂板支護密度，即形成一個聯(lián)合錨固區(qū)。對巷道頂板形成三重承載結(jié)構(gòu)，第1重為頂錨桿形成的淺部錨固區(qū)，第2重為頂錨索打到穩(wěn)定巖層中形成懸吊作用，第3重為上巷側(cè)幫錨索與下巷頂錨索形成的聯(lián)合錨固區(qū)。可以有效改變上覆巖層的力學(xué)性質(zhì)，提高圍巖的承載能力。

2)非對稱控制技術(shù)。1218回風(fēng)巷煤柱幫側(cè)采用注漿錨桿并減少排距。1216工作面回采產(chǎn)生的側(cè)向支承壓力使煤體產(chǎn)生一定范圍破裂區(qū)，裂隙發(fā)育，1218回風(fēng)巷掘進后圍巖應(yīng)力重新分布，煤柱幫側(cè)進一步破碎，采用注漿錨桿可充填圍巖裂隙，可改善圍巖力學(xué)性能，提高圍巖的強度和剛度，通過減少排距，使圍巖承載力進一步增強。

4.2 支護參數(shù)

1218進風(fēng)巷支護參數(shù)：頂板、幫部錨桿規(guī)格為?20 mm×2 400 mm，頂板錨桿間排距為800 mm×800 mm，1組5根，采用鋼筋托梁和菱形金屬網(wǎng)護頂；左幫錨桿間排距為800 mm×800 mm，1組4根，右?guī)湾^桿排距為800 mm，1組1根，采用塑料網(wǎng)護幫。采用錨索進行加強支護，頂錨索長度為8 m，間排距為1 800 mm×1 800 mm，1組2根。為配合接續(xù)工作面回風(fēng)巷的支護，將該工作面進風(fēng)巷右?guī)湾^索長度設(shè)計為9.5 m，間排距1 000 mm×1 000 mm，1組2根。

1216回風(fēng)巷支護參數(shù)：頂板，兩幫錨桿規(guī)格為?22 mm×2 400 mm，左幫間排距為800 mm×700 mm，頂板及右?guī)烷g排距為800 mm×800 mm，其中頂板錨桿1組5根，采用菱形金屬網(wǎng)護頂；左幫錨桿為注漿錨桿，兩幫幫部錨桿每組各4根，采用鋼絲網(wǎng)護幫。區(qū)段回風(fēng)巷頂板錨索長度14 m，間排距為1 800 mm×1 800 mm，1組2根，靠近煤柱側(cè)頂錨索為加強錨索。相鄰巷道支護斷面圖如圖6所示。

圖6 相鄰巷道聯(lián)合支護斷面

5 數(shù)值模擬

根據(jù)某礦地質(zhì)情況，設(shè)計模型尺寸X×Y×Z=240 m×100 m×160 m，三維模型如圖7所示，模型上方按至地表巖體的自重施加12.10 MPa荷載，約束模型底部和四周縱向和橫向位移，采用摩爾-庫倫強度軟化模型，煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表2。

圖7 三維模型

表2 模型各巖層的物理力學(xué)參數(shù)

5.1 垂直應(yīng)力

由圖8a可以看出，相鄰區(qū)段間留設(shè)寬5 m煤柱，采用相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)和非對稱控制技術(shù)的綜合圍巖控制技術(shù)，頂板應(yīng)力分布較均勻，聯(lián)合錨固區(qū)顏色基本相同，垂直應(yīng)力約為30 MPa，大于原巖應(yīng)力12.1 MPa，可承載一部分上覆巖層重量；窄煤柱處仍會出現(xiàn)應(yīng)力集中，最大值約為53 MPa，但由于上下區(qū)段相鄰巷道存在垂直錯距，1218回風(fēng)巷左幫受應(yīng)力集中影響減弱，約為30 MPa。由圖8b可看出，區(qū)段間留設(shè)寬35 m煤柱，煤柱間最小應(yīng)力約為20 MPa，大于原巖應(yīng)力，1218回風(fēng)巷受上區(qū)段回采影響，且巷道頂?shù)装宕怪睉?yīng)力均小于原巖應(yīng)力，說明破碎區(qū)已經(jīng)延展到圍巖深處，導(dǎo)致支護難以錨固進入較為穩(wěn)定巖層中，進而導(dǎo)致支護失效。

圖8 錯層位聯(lián)合支護和傳統(tǒng)巷道支護垂直應(yīng)力

5.2 塑性區(qū)分布分析

圖例中“n”表示現(xiàn)在正在發(fā)生破壞，“p”表示先前發(fā)生破壞，現(xiàn)在未發(fā)生破壞。圖9a中1216進風(fēng)巷右?guī)湾^索與1218回風(fēng)巷頂板錨索形成的聯(lián)合錨固區(qū)域未發(fā)生破壞且聯(lián)合錨固區(qū)左側(cè)有一部分未發(fā)生破壞，說明聯(lián)合支護對破碎區(qū)繼續(xù)向深處延展起到了阻礙作用，非對稱支護可抑制塑性區(qū)擴展；1218回風(fēng)巷左幫發(fā)生剪切破壞顏色均為紅色，說明左幫受力較均勻；1218回風(fēng)巷除靠近右側(cè)巷幫處在發(fā)生剪切破壞，離右?guī)洼^遠處的剪切破壞已停止。圖9b中的傳統(tǒng)巷道支護條件下，35 m煤柱已發(fā)生破壞，1218回風(fēng)巷頂板剪切破壞范圍大于錯層位聯(lián)合支護頂板破壞范圍，底板已發(fā)生剪切破壞，巷道兩幫發(fā)生剪切和拉伸破壞并且巷道圍巖的塑性區(qū)繼續(xù)向深部延展，支護基本失效，巷道最終失穩(wěn)。

圖9 錯層位聯(lián)合支護和傳統(tǒng)巷道支護塑性區(qū)

綜上所述，采用錯層位沿空掘巷綜合圍巖控制技術(shù)雖然煤柱尺寸減少了30 m，但仍能有效控制圍巖變形。

6 工業(yè)試驗

在1218回風(fēng)巷道掘進過程中，在巷道頂板，底板，兩幫中部各布置測點，對巷道圍巖變化量進行為期90 d監(jiān)測，如圖10所示。

圖10 圍巖變形量

由圖10可知，巷道開掘后圍巖變形較大，50 d后逐漸趨于平緩，而后圍巖變形量雖有所增加，但變化不大，在75 d后基本保持不變。頂板最大下沉量為74 mm，底鼓最大為32 mm，煤柱幫側(cè)位移最大為58 mm，實體煤幫側(cè)最大位移量為45 mm。說明采用綜合圍巖控制技術(shù)可有效控制圍巖變形。

7 結(jié) 論

1)建立了錯層位巷道布置下基本頂鉸接巖塊力學(xué)模型，求解出作用在煤柱上的應(yīng)力為55.71 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為4.60，進而得出煤層垂向應(yīng)力集中系數(shù)分量4.33、傾向應(yīng)力集中系數(shù)分量1.57。

2)建立了緩斜中厚煤層錯層位沿空掘巷采空實體煤側(cè)力學(xué)模型，理論推導(dǎo)、計算極限平衡區(qū)范圍為0～11.35 m，確定了窄煤柱寬度為5 m。

3)為控制1218進風(fēng)巷巷道圍巖變形，采用“相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)+非對稱支護技術(shù)”的綜合圍巖控制技術(shù)，采用數(shù)值模擬對比分析錯層位沿空掘巷聯(lián)合支護和傳統(tǒng)巷道支護，綜合圍巖控制技術(shù)表現(xiàn)在頂板淺部垂直應(yīng)力大于圍巖應(yīng)力對頂板具有承載能力和塑性區(qū)在聯(lián)合錨固區(qū)部分未出現(xiàn)破壞，表明綜合圍巖控制技術(shù)可提高圍巖強度和抗破壞能力。對1218進風(fēng)巷進行工業(yè)試驗，監(jiān)測結(jié)果表明采用綜合圍巖控制技術(shù)可有效控制圍巖變形。