特厚煤層巨厚頂板分層綜采工作面區(qū)段煤柱失穩(wěn)機(jī)理及控制

王志強(qiáng)，武 超，羅健僑，王 鵬，石 磊，張 焦，李敬凱，蘇澤華

(1. 中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；2. 西安科技大學(xué) 西部煤炭綠色開發(fā)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，陜西 西安 710054；3.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京 100083；4. 中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 煤炭安全開采與地質(zhì)保障國(guó)家級(jí)實(shí)驗(yàn)教學(xué)示范中心，北京 100083)

在世界上主要產(chǎn)煤國(guó)家中，特厚煤層的儲(chǔ)量占可采煤炭資源的20%～50%，產(chǎn)量占煤炭產(chǎn)量的比例大約為32%[1-2]。我國(guó)特厚、巨厚煤層儲(chǔ)量比較豐富，分布廣泛但不平衡，西多東少，煤層埋藏、開采技術(shù)發(fā)展都不均衡,煤層賦存條件復(fù)雜，礦井開采條件差，安全問(wèn)題嚴(yán)峻。 我國(guó)煤炭企業(yè)數(shù)量多但屬多種所有制共存，規(guī)模大小差異大，造成開采工藝、技術(shù)裝備及管理水平參差不齊[3]。因此，我國(guó)部分特厚煤層煤礦依然采用分層開采工藝，這類煤礦面臨著煤柱尺寸留設(shè)不當(dāng)，下分層工作面區(qū)段煤柱受覆巖運(yùn)動(dòng)及多次采動(dòng)影響發(fā)生失穩(wěn)變形的難題，嚴(yán)重制約煤礦的安全高效生產(chǎn)。

目前，國(guó)內(nèi)外學(xué)者對(duì)于煤柱穩(wěn)定性的研究大多集中于房柱式開采、條帶開采、厚及特厚煤層一次采全高開采條件下，對(duì)特厚煤層分層綜采條件下區(qū)段煤柱穩(wěn)定性、留設(shè)及控制等的研究相對(duì)較少。郝登云等[4]探討了采空區(qū)下近距離特厚煤層回采巷道失穩(wěn)機(jī)理及主要影響因素，提出將下煤層回采巷道布置在采空區(qū)下，并進(jìn)行高預(yù)應(yīng)力全錨索加強(qiáng)支護(hù)。伍永平等[5]建立區(qū)段間圍巖失穩(wěn)模型，研究了區(qū)段煤柱的應(yīng)力分布規(guī)律和失穩(wěn)破壞準(zhǔn)則，確定了區(qū)段煤柱的合理尺寸，實(shí)現(xiàn)大范圍巖層控制技術(shù)。賀廣零等[6]基于溫克爾假設(shè),從而形成煤柱-頂板相互作用系統(tǒng)，采用近似的Weibull分布描述它的損傷本構(gòu)模型，依據(jù)板殼理論和非線性動(dòng)力學(xué)理論對(duì)采空區(qū)煤柱-頂板系統(tǒng)失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行了研究，得出了系統(tǒng)失穩(wěn)的突變機(jī)制，并給出了系統(tǒng)失穩(wěn)的數(shù)學(xué)判據(jù)和力學(xué)條件。方新秋等[7]基于綜放工作面端頭頂板破斷特征,建立了采空側(cè)端頭三角塊結(jié)構(gòu)力學(xué)模型、理論及數(shù)值模擬分析三角煤失穩(wěn)機(jī)理。文獻(xiàn)[8-10]研究了綜放開采工作面窄煤柱失穩(wěn)機(jī)理與控制技術(shù)，認(rèn)為綜放工作面強(qiáng)動(dòng)壓、多次采動(dòng)是窄煤柱失穩(wěn)主要因素，這類巷道多采用高強(qiáng)度聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。文獻(xiàn)[11-15]對(duì)復(fù)合頂板、堅(jiān)硬頂板、水壓作用及急傾斜特定條件下煤層區(qū)段煤柱失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行了研究。文獻(xiàn)[16-19]對(duì)條帶式、塊段式、房柱式開采區(qū)段煤柱突變失穩(wěn)機(jī)制進(jìn)行了研究。

研究一致認(rèn)為煤柱穩(wěn)定性與煤柱承載能力及應(yīng)力狀態(tài)息息相關(guān)。在工作面開采動(dòng)壓、采空區(qū)積水浸水弱化作用下，煤柱微裂隙萌生、拓展、延伸，經(jīng)歷從量變到質(zhì)變的演化進(jìn)程[20]。圍巖控制研究中，有些問(wèn)題，如軟巖遇水軟化和膨脹，煤層的滲透性等必須從微觀尺度開始研究；有些問(wèn)題，如研究巷道和采場(chǎng)周圍應(yīng)力場(chǎng)與位移場(chǎng)分布，一般只需了解煤巖層的宏觀物理力學(xué)性質(zhì)即可[21]。因此，對(duì)于不同尺度范圍內(nèi)巖層的控制需采用從宏觀到微觀的多尺度研究方法。

針對(duì)特厚煤層分層綜采重疊式開采條件，首先從宏觀上研究不同分層工作面不同尺寸的區(qū)段煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布規(guī)律，從而分析不同分層工作面區(qū)段煤柱的穩(wěn)定性，為特厚煤層分層開采工作面初始留設(shè)合理煤柱尺寸給出思路，最后對(duì)中、下分層區(qū)段煤柱從微觀上提出支護(hù)方案。研究成果可為類似生產(chǎn)條件的工作面安全高效回采提供理論指導(dǎo)和技術(shù)支持。

1 工程背景

1.1 地質(zhì)生產(chǎn)條件

老公營(yíng)子煤礦5號(hào)特厚煤層位于一采區(qū)，采用重疊式巷道布置分層綜采進(jìn)行回采，目前Ⅰ05(1)，Ⅰ05(6)，Ⅰ05(7)，Ⅰ05(8)1，Ⅰ05(8)2，Ⅰ05(9)1工作面已全部開采完，剩余工作面為Ⅰ05(8)3和Ⅰ05(9)2工作面。Ⅰ05(8)工作面745鉆孔柱狀圖如圖1所示，煤層厚度11.1～21.7 m，平均厚度15.0 m。煤層含夾矸3層，平均夾矸厚0.5 m，矸石巖性以泥巖、粉砂巖為主，局部可見炭質(zhì)泥巖。煤層傾角4°～6°，煤體容重1.37 N/m3，煤質(zhì)堅(jiān)固性系數(shù)f= 1.3～1.5，平均埋深300 m，頂板巖性為泥巖、粉砂巖或細(xì)砂巖，局部為粗砂巖，底板巖性為粉砂巖，煤巖強(qiáng)度較低，屬于典型的軟巖工程。

圖1 Ⅰ05(8)工作面745鉆孔柱狀圖

Ⅰ05(8)2工作面為一采區(qū)5號(hào)煤層第8段中分層，本工作面采煤厚度4.2 m，中分層與上分層間留2 m煤層做為人工假頂，工作面平均可采走向長(zhǎng)1 241 m，平均傾斜長(zhǎng)196 m，斜面積為254 488 m2，設(shè)計(jì)為綜采工作面，工作面西側(cè)為Ⅰ05(7)工作面采空區(qū)，東側(cè)為Ⅰ05(9)上分層工作面采空區(qū)，區(qū)段煤柱為9 m，首、中、底分層工作面巷道均垂直布置，相鄰巷道上下間隔煤體3 m，工作面及各巷道空間位置關(guān)系如圖2所示。

圖2 工作面及各巷道位置

1.2 垂直分層巷道圍巖變形特征

選擇監(jiān)測(cè)巷道為Ⅰ05(8)2工作面軌道平巷，斷面為梯形。巷道原支護(hù)采用“架棚錨索+鋼帶”聯(lián)合支護(hù)，頂板及兩幫分別鋪設(shè)長(zhǎng)度為800 mm的工字鋼6排，間距500 mm，然后鋪設(shè)背板；之后對(duì)兩幫進(jìn)行錨索支護(hù)，錨索采用φ22 mm×4 000 mm高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力低松弛鋼絞線，每排打設(shè)3根，間距1 000 mm，第1根錨索距頂板300 mm，支護(hù)第2根錨索和第3根錨索時(shí)用150 mm×150 mm×10 mm托盤配合工字鋼，使第2根錨索壓住第2塊柈子和第3塊柈子，第3根錨索壓住第4塊柈子和第5塊柈子，具體支護(hù)情況如圖3所示。

圖3 中分層軌道平巷支護(hù)

Ⅰ 05(8)2工作面回采過(guò)程中，軌道平巷圍巖失穩(wěn)發(fā)生大變形，如圖4所示，其失穩(wěn)變形特征主要表現(xiàn)為:

圖4 中分層煤柱巷道礦壓顯現(xiàn)

(1)巷道煤柱幫出現(xiàn)嚴(yán)重的鼓幫和垮幫現(xiàn)象，沿巷道走向出現(xiàn)15 m以上的范圍鼓幫量達(dá)(1 500 mm)左右，鼓幫導(dǎo)致工字鋼發(fā)生明顯的彎曲變形，鼓幫至一定位移后，大面積的煤幫垮塌，致使工字鋼與煤幫間形成大范圍的空洞，部分煤柱幫垮幫深度1 000 mm左右，導(dǎo)致錨桿、工字鋼支護(hù)體失效；前期對(duì)垮幫煤體進(jìn)行處理后，在工字鋼與煤體間架設(shè)木板，通過(guò)加大受力面積以期達(dá)到控制巷幫再次變形的目的，但仍未能控制煤柱的再次變形，木板發(fā)生破斷，鼓幫、垮幫持續(xù)發(fā)生。煤柱幫大變形表現(xiàn)出持續(xù)性、范圍大的特點(diǎn)。

(2)實(shí)體煤幫變形程度較煤柱幫變形程度低，巷道掘進(jìn)階段，變形量較小，當(dāng)受工作面回采擾動(dòng)影響時(shí)，巷道變形嚴(yán)重，鼓幫位移量為500～750 mm，部分工字鋼發(fā)生彎曲變形，沿巷道軸向破壞范圍為3 m左右。

(3)巷道頂板下沉量較小，下沉量200 mm左右，鋼帶彎曲變形明顯，尤其受工作面回采作用影響時(shí)，部分頂板出現(xiàn)漏頂情況；巷道底臌明顯，實(shí)測(cè)最大底臌量達(dá)到1 000 mm以上，伴隨整體底臌發(fā)展，底板出現(xiàn)裂縫，呈現(xiàn)中間高，兩端低的擠壓破壞狀態(tài)。

上分層采后，煤柱已發(fā)生劣化，Ⅰ05(8)2中分層巷道掘進(jìn)和工作面采動(dòng)影響進(jìn)一步加劇區(qū)段煤柱劣化，導(dǎo)致中分層工作面回采過(guò)程中巷道圍巖發(fā)生失穩(wěn)大變形，嚴(yán)重影響安全生產(chǎn)?，F(xiàn)場(chǎng)常需對(duì)巷道進(jìn)行多次擴(kuò)幫及清底，擴(kuò)幫工作不僅影響生產(chǎn)進(jìn)度，而且擴(kuò)幫導(dǎo)致煤柱寬度變窄，其自承能力進(jìn)一步下降，形成失穩(wěn)-擴(kuò)幫清底-失穩(wěn)的惡性循環(huán)。因此，需要研究區(qū)段煤柱失穩(wěn)機(jī)理及控制措施，解決中、底分層工作面巷道失穩(wěn)問(wèn)題。

2 分層開采區(qū)段煤柱失穩(wěn)機(jī)理

2.1 沿空側(cè)覆巖載荷傳遞機(jī)制

2.1.1分層開采巨厚直接頂覆巖運(yùn)移規(guī)律

首分層開采采空區(qū)覆巖運(yùn)動(dòng)與普通綜采工作面相同，隨著上區(qū)段工作面推進(jìn)范圍不斷增大，工作面基本頂發(fā)生“O-X”周期性破斷，在沿空巷道上方形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)?；卷斣趯?shí)體煤側(cè)為固支邊，在煤體側(cè)的斷裂線位于煤壁內(nèi)，形成以基本頂巖層為主的上覆巖體大結(jié)構(gòu)。如圖5所示，上區(qū)段工作面回采結(jié)束后，上覆基本頂破斷形成巖塊A、巖塊B和巖塊C，其中巖塊B在沿空巷道上方垮落形成弧形三角塊B，并以煤體之上的斷裂線為軸向下旋轉(zhuǎn)；在首工作面回采階段，在超前支承壓力和側(cè)向支承壓力疊加作用下，巖塊A下方的煤體、直接頂壓縮下沉，巖塊C下方的矸石壓縮下沉，巖塊B發(fā)生旋轉(zhuǎn)下沉。

圖5 首分層工作面回采時(shí)上覆巖層結(jié)構(gòu)平面

巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)與采場(chǎng)上覆巖層結(jié)構(gòu)有一定差異，采場(chǎng)結(jié)構(gòu)沿走向方向上破斷，而巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)沿傾向上破斷，但其破斷都受到基本頂?shù)目刂?，基本頂是影響上覆巖層結(jié)構(gòu)破斷及運(yùn)動(dòng)的最顯著因素。但對(duì)于老公營(yíng)子煤礦5號(hào)特厚煤層首分層工作面，其偽頂為較薄砂質(zhì)泥巖隨采隨落，直接頂為平均厚度55 m的巨厚細(xì)砂巖，且強(qiáng)度較低，因此只有在垮落矸石充滿采空區(qū)，為巖塊C提供支撐時(shí)，才能形成穩(wěn)定的“砌體梁”結(jié)構(gòu)，如圖6所示。

圖6 首分層沿空巷道覆巖結(jié)構(gòu)示意

在中、底分層回采過(guò)程中，隨著開采空間的增大，原首分層工作面開采形成的“砌體梁”結(jié)構(gòu)發(fā)生失穩(wěn)，首先是采空區(qū)中部的巖塊C由于失去垮落帶矸石的支撐失穩(wěn)下落，從而形成新的垮落帶以及節(jié)理較發(fā)育的斷裂帶，這部分巖層可稱為隨動(dòng)層，起到壓實(shí)矸石的作用。而靠近煤柱側(cè)的關(guān)鍵塊B由于失去巖塊C的水平擠壓和摩擦阻力，從而形成懸臂梁結(jié)構(gòu)，其上的載荷通過(guò)懸臂梁傳遞到淺部煤柱及實(shí)體煤中，懸臂梁受到下方煤柱的支撐，懸臂梁在上覆巖層載荷作用下發(fā)生拉斷破壞變?yōu)槎虘冶哿航Y(jié)構(gòu)，隨著開采的進(jìn)行一直到采空區(qū)穩(wěn)定后，受覆巖巖性影響，會(huì)形成若干成臺(tái)階式疊加的短懸臂梁結(jié)構(gòu)，其上部形成新的“砌體梁”結(jié)構(gòu)，其中關(guān)鍵塊B作用到短懸臂梁結(jié)構(gòu)上，短懸臂塊體在采空區(qū)方向沒(méi)有水平推力，受自重及關(guān)鍵塊B影響向采空區(qū)方向回轉(zhuǎn)下沉，上覆巖層載荷進(jìn)一步轉(zhuǎn)移到深部煤巖體中，引起應(yīng)力集中。更高層位的彎曲下沉帶巖層隨之向下運(yùn)動(dòng)，進(jìn)一步對(duì)采空區(qū)矸石及煤柱施加載荷，其覆巖結(jié)構(gòu)如圖7所示。

2.1.2煤柱力學(xué)分析

由上述分層開采覆巖運(yùn)移規(guī)律可知，中、底分層工作面沿空側(cè)煤柱載荷主要受上覆巖層2類結(jié)構(gòu)作用影響，一是低位巖層垮落帶及斷裂帶破斷覆巖產(chǎn)生的載荷，二是高位未破斷的彎曲下沉帶覆巖產(chǎn)生的載荷。根據(jù)圖7的中、底分層沿空巷道覆巖結(jié)構(gòu)，沿工作面走向方向取單位長(zhǎng)度煤柱進(jìn)行受力分析，其中Fdn為煤柱上覆巖層自重壓力，F(xiàn)dm為頂板巖層下沉過(guò)程中對(duì)煤柱的摩擦力，F(xiàn)B為短懸臂梁結(jié)構(gòu)對(duì)煤柱的作用力，F(xiàn)gn為煤柱側(cè)向采空區(qū)矸石壓實(shí)后對(duì)煤柱的水平作用力，上述作用力均直接作用煤柱上，煤柱的受力狀態(tài)如圖8所示。

圖7 中、底分層沿空巷道覆巖結(jié)構(gòu)示意

圖8 煤柱直接作用力受力狀態(tài)

Fdn及Fdm不隨分層開采覆巖運(yùn)動(dòng)而變化，F(xiàn)dn=γgH，其中，γ為巖層容重，g為重力加速度，H為巖層高度；Fdm≈ tanφ，φ為煤體內(nèi)摩擦角。Fgn隨垮落帶和斷裂帶高度增大而增大，但載荷在破碎矸石中不易傳遞，因此作用在煤柱上的力很小。FB不僅受自身結(jié)構(gòu)影響，還受到上覆新形成的砌體梁結(jié)構(gòu)影響，而塊體B的穩(wěn)定性又受深部彎曲下沉帶的影響。

通過(guò)對(duì)煤柱的受力狀態(tài)分析，可以確定分層開采煤柱載荷傳遞的主要途徑為：隨著分層開采的進(jìn)行，采場(chǎng)覆巖運(yùn)動(dòng)空間不斷增大，促使“三帶”高度增大及覆巖下沉、回轉(zhuǎn)、變形失穩(wěn)，而在靠近煤柱側(cè)，彎曲下沉帶通過(guò)緩慢下沉的形式將端部載荷傳遞到新形成的砌體梁結(jié)構(gòu)上，然后關(guān)鍵塊體B回轉(zhuǎn)變形，通過(guò)擠壓的形式將載荷傳遞到下方短懸臂梁結(jié)構(gòu)上，最后短懸臂梁以擠壓的形式在煤柱上傳遞集中載荷。

(1)彎曲下沉帶固支點(diǎn)集中載荷。彎曲下沉帶巖層以兩端“固支梁”的形式存在，通過(guò)兩端支點(diǎn)以集中力的形式向下伏煤巖層傳遞載荷，如圖9所示。彎曲下沉帶范圍內(nèi)覆巖在支點(diǎn)處產(chǎn)生的集中力[22]為

圖9 彎曲下沉帶覆巖自重載荷增量計(jì)算模型

(1)

式中，F(xiàn)w為彎曲下沉帶覆巖在支點(diǎn)處產(chǎn)生的集中力；L為工作面長(zhǎng)度，m；H1為彎曲下沉帶厚度，m；Hw為彎曲下沉帶距煤層底板的高度，m；α為巖層移動(dòng)角，(°)。

(2)關(guān)鍵塊B對(duì)短懸臂梁的載荷。巷道沿空側(cè)“鉸接巖梁”結(jié)構(gòu)主要通過(guò)傾斜塊體B向下方短懸臂梁施加集中力，基于此，建立鉸接巖塊B力學(xué)模型，如圖10所示。

圖10 鉸接巖梁關(guān)鍵塊力學(xué)模型

圖10中F1為彎曲下沉帶作用到關(guān)鍵塊體上的均布載荷；PB為關(guān)鍵塊B的自重；FAB為下部短懸臂梁的支撐力；TCB，TAB為關(guān)鍵塊體間的水平推力；f為鉸接處的摩擦力；θ為關(guān)鍵塊體的水平轉(zhuǎn)角；Δs為關(guān)鍵塊的下沉量；LB為關(guān)鍵塊B的破斷長(zhǎng)度。

根據(jù)平衡條件∑MA=0，∑MB=0得到鉸接巖塊B所受下部短懸臂梁的支撐力FAB為

(2)

其中，F(xiàn)1=Fw；LB為關(guān)鍵塊B斷裂長(zhǎng)度，為

(3)

式中，L為工作面長(zhǎng)度，取L=195 m；L′為關(guān)鍵塊B沿推進(jìn)方向的斷裂長(zhǎng)度，可視為周期來(lái)壓步距，基于現(xiàn)場(chǎng)數(shù)據(jù)，可取L′=20 m。

(3)短懸臂梁集中載荷。短懸臂梁力學(xué)模型如圖11所示，圖11中P1為基本頂破斷巖塊載荷，P2～Pn為上覆隨基本頂協(xié)調(diào)運(yùn)動(dòng)的各巖層載荷；lm為斷裂線在煤柱上的長(zhǎng)度，l1為首分層基本頂破斷巖塊長(zhǎng)度，l2～ln為上覆隨基本頂協(xié)調(diào)運(yùn)動(dòng)的各巖層長(zhǎng)度；h1為首分層基本頂破斷巖塊厚度，h2～hn為分層開采垮落帶巖層增量厚度；β為巖層破斷角；η為短懸臂梁水平轉(zhuǎn)角；F2為鉸接巖塊B向下的作用力；FB為下部煤體的支撐力。

圖11 短懸臂梁力學(xué)模型

根據(jù)頂板受力情況，在A點(diǎn)取力矩平衡可得到

(4)

式中，i為各短懸臂梁巖層的序號(hào);F2=FAB。

得到短懸臂梁在煤柱的集中載荷為

(5)

通過(guò)式(5)可知，B點(diǎn)處集中載荷與破斷角、巖層水平轉(zhuǎn)角、巖層幾何形態(tài)、巖層自重以及與高位巖層載荷作用相關(guān)，因此在多次分層開采過(guò)程中采場(chǎng)上覆巖層的破壞高度對(duì)壓力有著較大影響。

2.2 煤柱應(yīng)力狀態(tài)

當(dāng)煤柱寬度足夠大，按照彈塑性軟化模型，采空區(qū)側(cè)向煤體中依然可形成應(yīng)力松弛區(qū)(破碎區(qū))、塑性區(qū)、彈性區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)。在采空區(qū)側(cè)向方向截取截面，該截面內(nèi)側(cè)向煤體的應(yīng)力狀態(tài)分析可簡(jiǎn)化為平面應(yīng)變問(wèn)題進(jìn)行處理，近似地認(rèn)為煤巖體為各向同性、均質(zhì)的連續(xù)介質(zhì)，且煤巖體符合理想的彈塑性軟化模型，側(cè)向支承壓力力學(xué)模型如圖12所示[12]。圖12中，x1為塑性流動(dòng)區(qū)(破碎區(qū))；x2為塑性軟化區(qū)(塑性區(qū))；x0為極限平衡區(qū)；x3為彈性區(qū)；KγH為煤柱與頂板分界面上受到的峰值應(yīng)力增量；q1為煤柱上方垮落帶巖層載荷。

圖12 寬煤柱側(cè)向支承壓力力學(xué)模型

半無(wú)限體在集中力作用下的應(yīng)力解答已由彈塑性力學(xué)給出，通過(guò)疊加原理即可獲得在上覆載荷作用下沿空側(cè)煤體任一點(diǎn)M(x，y)處的應(yīng)力分量[23]。在x=ξ處取微段 dξ，則該微段范圍內(nèi)微小集中力 dF=qdξ，在M(x，y) 點(diǎn)所引起的應(yīng)力分量為

(6)

而在分層開采工作面實(shí)際生產(chǎn)中，煤柱應(yīng)力狀態(tài)主要分為以下2種形式：

(1)寬煤柱彈性區(qū)應(yīng)力疊加型。

圖13 寬煤柱彈性區(qū)應(yīng)力疊加力學(xué)模型

由式(6)得到寬煤柱內(nèi)任意一點(diǎn)的三向應(yīng)力表達(dá)式為

(7)

(2)窄煤柱峰值應(yīng)力疊加型。

當(dāng)x< 2x0時(shí)，煤柱兩側(cè)峰值應(yīng)力疊加，此時(shí)側(cè)向支承應(yīng)力分布如圖8(b)所示，據(jù)此建立窄煤柱峰值應(yīng)力疊加力學(xué)模型如圖14所示，由于窄煤柱處于極限平衡區(qū)，因此煤柱內(nèi)僅受垂直應(yīng)力影響。

圖14 窄煤柱峰值應(yīng)力疊加力學(xué)模型

同理，由式(6)得到窄煤柱內(nèi)任意一點(diǎn)的垂直應(yīng)力表達(dá)式為

(8)

其中，k1=(γH-2q1)/x，k2=2(q1-γH-KγH)/x，b1=q1-γH，b2=γH(2K+1)-q1。

式(7)，(8)微積分方程可由Matlab解出，由于最終展開解析式繁長(zhǎng)，限于篇幅不予列出。由上述各式可知，煤柱內(nèi)任意一點(diǎn)應(yīng)力大小與煤體物理力學(xué)性質(zhì)及賦存條件有關(guān)外，主要受煤柱自身尺寸大小、上覆巖層應(yīng)力集中系數(shù)及垮落帶巖層載荷影響。

2.3 煤柱應(yīng)力分布規(guī)律

以煤礦實(shí)際生產(chǎn)地質(zhì)條件進(jìn)行分析，埋深H為300 m，C為2.45 MPa，φ為28°，巷幫支護(hù)強(qiáng)度Px為0.002 MPa，分別代入式(7)，(8)計(jì)算得到窄煤柱及寬煤柱不同形態(tài)時(shí)的應(yīng)力分布規(guī)律。

(1)寬煤柱彈性區(qū)疊加型。采用控制變量法，固定q1=1.45 MPa，煤柱高度9.2 m，覆巖應(yīng)力集中系數(shù)取2～8，代入式(7)，由Matlab計(jì)算得出y=2時(shí)距巷道不同距離煤柱內(nèi)各點(diǎn)的應(yīng)力分量隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)K變化的分布曲線，如圖15所示。隨著K增大，寬煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力峰值明顯增大，極限平衡區(qū)范圍也有所增大，但變化幅度不大，一般在7～15 m，說(shuō)明煤巖體圍壓增大后屈服應(yīng)力也隨之增大，因此煤體塑性破壞區(qū)不會(huì)增大太多；切應(yīng)力隨K增大呈先減小后增大，最后趨于平穩(wěn)的趨勢(shì)，當(dāng)K> 6時(shí)，煤體內(nèi)開始出現(xiàn)拉應(yīng)力，當(dāng)K> 8時(shí)，0～7 m內(nèi)均為拉應(yīng)力，說(shuō)明此時(shí)煤柱幫已失穩(wěn)，易發(fā)生片幫。

圖15 煤柱內(nèi)應(yīng)力隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)變化的分布曲線

同樣的，固定q1=1.45 MPa，覆巖應(yīng)力集中系數(shù)為4，煤柱高度取5,7,9,11,13,15 m，代入式(7)計(jì)算得出y=2時(shí)距巷道不同距離煤柱內(nèi)各點(diǎn)的應(yīng)力分量隨煤柱高度變化的分布曲線，如圖16所示。隨著煤柱高度的增大，寬煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值保持不變，但極限平衡區(qū)范圍不斷增大，且煤柱中部的垂直應(yīng)力也不斷增大，表明寬煤柱中間彈性區(qū)應(yīng)力疊加程度不斷增大；水平應(yīng)力峰值隨煤柱高度的增加有所增大，但幅度較小，極限平衡區(qū)范圍同樣增大，因此，寬煤柱高度越大，煤柱幫破壞范圍越大，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度越大，不利于寬煤柱的穩(wěn)定。

圖16 煤柱內(nèi)應(yīng)力隨煤柱高度變化的分布曲線

(2)窄煤柱峰值應(yīng)力疊加型。由式(8)可知，窄煤柱內(nèi)任意一點(diǎn)垂直應(yīng)力大小與埋深、窄煤柱寬度及高度、上覆巖層應(yīng)力集中系數(shù)及垮落帶巖層載荷影響，其中主要影響因素為窄煤柱尺寸及上覆巖層應(yīng)力集中系數(shù)。

分析窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力隨上覆巖層應(yīng)力集中系數(shù)K的變化規(guī)律，K取3～8，由極限平衡區(qū)公式選擇窄煤柱寬度為9 m，垮落帶巖層載荷q1為1.45 MPa，代入式(8)，由Matlab計(jì)算得到窄煤柱內(nèi)(y=2)垂直應(yīng)力隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)變化的分布曲線，如圖17所示。窄煤柱垂直應(yīng)力隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)增大而增大，窄煤柱兩側(cè)邊應(yīng)力值增幅很小，中部應(yīng)力值增幅明顯，說(shuō)明窄煤柱兩側(cè)處于破碎狀態(tài)，殘余強(qiáng)度較低，而其內(nèi)部仍有較強(qiáng)承載能力，隨著應(yīng)力集中程度增大，當(dāng)中部垂直應(yīng)力大于煤體極限載荷強(qiáng)度時(shí)窄煤柱將失穩(wěn)。

圖17 窄煤柱垂直應(yīng)力隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)變化的分布曲線

分析窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力隨煤柱寬度的變化規(guī)律，應(yīng)力集中系數(shù)K為4，煤柱高度為9.2 m，垮落帶巖層載荷q1為1.45 MPa，煤柱寬度取3,5,7,9,11,13 m，代入式(8)計(jì)算得到窄煤柱內(nèi)(y=2)垂直應(yīng)力隨煤柱寬度變化的分布曲線，如圖18所示。窄煤柱中部垂直應(yīng)力隨煤柱寬度增大而增大，但增長(zhǎng)速率逐漸變小，表明窄煤柱寬度達(dá)到一閾值后垂直應(yīng)力不會(huì)繼續(xù)增大，即窄煤柱的承載能力不會(huì)隨煤柱寬度增大而無(wú)限增大；相反，窄煤柱兩側(cè)垂直應(yīng)力隨煤柱寬度增大而減小。

圖18 窄煤柱垂直應(yīng)力隨煤柱寬度變化的分布曲線

分析窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力隨煤柱高度度的變化規(guī)律，應(yīng)力集中系數(shù)K為4，煤柱寬度為9 m，垮落帶巖層載荷q1為1.45 MPa，煤柱高度取5,10,15,20,25,30 m，代入式(8)，計(jì)算得到窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力隨煤柱高度變化的分布曲線，如圖19所示。窄煤柱中部垂直應(yīng)力隨煤柱高度增大急劇減小，當(dāng)窄煤柱高度大于10 m后，中部垂直應(yīng)力值明顯降低，表明窄煤柱的承載能力較低，極易失穩(wěn)，在實(shí)際生產(chǎn)中需采取一定支護(hù)措施提高窄煤柱的穩(wěn)定性；當(dāng)窄煤柱高度大于15 m后，煤柱中部與兩側(cè)基本處于同一應(yīng)力值，且大小不斷降低，表明此時(shí)的窄煤柱整體已失穩(wěn)，因此在實(shí)際生產(chǎn)中，大于15 m的巨厚煤層分層開采不易留設(shè)窄煤柱。

圖19 窄煤柱垂直應(yīng)力隨煤柱高度變化的分布曲線

2.4 重疊式分層開采煤柱失穩(wěn)機(jī)理

綜合上述分析可知，對(duì)于小于15 m的特厚煤層分層開采來(lái)說(shuō)，隨著煤柱高度的增大，底分層工作面按常規(guī)留設(shè)寬煤柱的方法留設(shè)寬度至少大于40 m，煤炭損失太大，相反，窄煤柱不僅煤損小，而且合理寬度的窄煤柱內(nèi)部依然有較大的殘余強(qiáng)度，具有一定承載能力。圖20為窄煤柱中部垂直應(yīng)力與覆巖應(yīng)力集中系數(shù)及煤柱高度的關(guān)系，窄煤柱中部垂直應(yīng)力與煤柱高度呈反比關(guān)系，與覆巖應(yīng)力集中系數(shù)呈正比關(guān)系，在分層開采過(guò)程中，煤柱高度雖不斷增大，但覆巖應(yīng)力集中系數(shù)有所增大，因此窄煤柱中部的殘余強(qiáng)度不會(huì)太低；同時(shí)，隨著煤柱高度的增加，覆巖應(yīng)力集中系數(shù)的影響程度逐步降低，因此，窄煤柱中部殘余強(qiáng)度會(huì)隨著分層次數(shù)增多而降低。

圖20 窄煤柱中部垂直應(yīng)力與覆巖應(yīng)力集中系數(shù)及煤柱高度的關(guān)系

以老公營(yíng)子煤礦實(shí)際工程背景為例進(jìn)行分析，隨著工作面分層次數(shù)增大，煤柱高度不斷增大，同時(shí)根據(jù)分層開采覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律可知，上覆巖層三帶高度不斷增大，垮落矸石及形成的巖層結(jié)構(gòu)作用到煤柱上，造成應(yīng)力集中系數(shù)增大。根據(jù)文獻(xiàn)[24]中分層開采三帶計(jì)算方法及現(xiàn)場(chǎng)頂板離層儀觀測(cè)可得到各分層工作面三帶高度，結(jié)合煤巖賦存條件及物理力學(xué)參數(shù)代入式(1)，(2)和(5)計(jì)算得到覆巖應(yīng)力集中系數(shù)，再代入式(8)得到窄煤柱垂直應(yīng)力，見表1?？梢钥闯?，隨著分層次數(shù)增加，9 m窄煤柱中部垂直應(yīng)力不斷減小，表明其殘余強(qiáng)度逐漸降低，同時(shí)工作面多次采動(dòng)影響造成窄煤柱進(jìn)一步破壞，其實(shí)際的殘余強(qiáng)度會(huì)更低，窄煤柱的自穩(wěn)能力更差，如不采取有效的控制措施，窄煤柱將發(fā)生大變形直至完全喪失承載能力。

表1 不同分層窄煤柱垂直應(yīng)力狀態(tài)

3 區(qū)段煤柱控制關(guān)鍵技術(shù)

3.1 合理區(qū)段煤柱尺寸留設(shè)

合理尺寸的煤柱不僅能最大限度的減小煤炭損失量，而且可以最大限度減小巷道圍巖的維護(hù)成本，充分保障工作面的安全高效生產(chǎn)。對(duì)于特厚煤層分層開采回采工藝，下分層工作面區(qū)段煤柱普遍受到上分層工作面區(qū)段煤柱的影響與制約，特別是采用重疊式布置巷道影響更明顯，因此，在設(shè)計(jì)首分層工作面區(qū)段煤柱尺寸時(shí)就應(yīng)充分考慮下分層乃至底分層工作面區(qū)段煤柱尺寸的留設(shè)。如圖21所示，為重疊式布置時(shí)不同分層區(qū)段煤柱合理尺寸所示，根據(jù)前述理論分析可知，對(duì)于小于15 m的特厚煤層，其底分層工作面留設(shè)窄煤柱仍適用，但須通過(guò)留設(shè)合理的煤柱寬度保證窄煤柱內(nèi)部有較大的殘余強(qiáng)度，因此，重疊式分層開采煤柱尺寸的一般原則為：首分層留設(shè)寬煤柱，中、底分層留設(shè)窄煤柱。

圖21 重疊式布置不同分層區(qū)段煤柱合理尺寸示意

具體思路為：首分層按常規(guī)寬煤柱留設(shè)方法確定煤柱寬度x′，保證在下區(qū)段工作面巷道掘進(jìn)期間，煤柱中部有2倍采高的彈性核；預(yù)算中分層工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力分布范圍，合理的巷道位置應(yīng)避開支承應(yīng)力峰值布置到極限平衡區(qū)內(nèi)，并盡可能布置在減壓區(qū)或靠近減壓區(qū)的位置，同時(shí)還須保證中分層下區(qū)段工作面回采期間窄煤柱內(nèi)有較強(qiáng)的殘余應(yīng)力，自我承載能力較強(qiáng)，據(jù)此調(diào)節(jié)x′，得到新的煤柱寬度為x″；將該窄煤柱寬度x″結(jié)合底分層工作面實(shí)際地質(zhì)及技術(shù)參數(shù)代入式(8)，驗(yàn)證該寬度下窄煤柱內(nèi)部殘余強(qiáng)度能否保住窄煤柱具有一定自穩(wěn)能力，在符和中分層煤柱尺寸留設(shè)原則的基礎(chǔ)上，可適當(dāng)調(diào)大窄煤柱寬度到x?，提高底分層區(qū)段窄煤柱的承載能力，從而最終得到整個(gè)特厚煤層分層開采的統(tǒng)一煤柱尺寸。

以老公營(yíng)子煤礦實(shí)際工程背景為例進(jìn)行分析，埋深H為300 m，C為2.45 MPa，φ為28°，巷幫支護(hù)強(qiáng)度Px為0.002 MPa，首分層采高為3 m，掘巷動(dòng)載產(chǎn)生的應(yīng)力集中系數(shù)取2.5，彈性核內(nèi)的側(cè)壓系數(shù)取0.5，由區(qū)段煤柱傳統(tǒng)留設(shè)方法，計(jì)算得到合理的煤柱寬度為x′=x0+2M+x1=8.279 m。中分層煤柱高度為9 m，計(jì)算得到此時(shí)的極限平衡范圍為8.497 m，巷道寬度取4 m，此時(shí)無(wú)法布置在減壓區(qū)內(nèi)，只能增大煤柱寬度使巷道避開支承應(yīng)力峰值，同時(shí)可提高下區(qū)段工作面回采期間窄煤柱內(nèi)的殘余應(yīng)力，因此調(diào)節(jié)煤柱寬度為x″=13～15 m，窄煤柱內(nèi)殘余強(qiáng)度峰值為32.737～35.317 MPa。底分層工作面區(qū)段煤柱留設(shè)同樣寬度時(shí)內(nèi)部殘余強(qiáng)度峰值為25.391～27.700 MPa。對(duì)比表1可知，中、下分層工作面窄煤柱內(nèi)的殘余強(qiáng)度有所提高，且中分層巷道避開了支承應(yīng)力峰值區(qū)，因此確定老公營(yíng)子煤礦分層開采工作面合理的煤柱寬度為13～15 m。

3.2 區(qū)段煤柱加強(qiáng)支護(hù)控制

在留設(shè)合理煤柱的基礎(chǔ)上，基于前述分層開采區(qū)段煤柱失穩(wěn)機(jī)理分析可知，要實(shí)現(xiàn)中、底分層窄煤柱穩(wěn)定性控制，最重要的是加強(qiáng)支護(hù)窄煤柱內(nèi)部巖體，提高窄煤柱中部的殘余強(qiáng)度，增強(qiáng)自穩(wěn)能力；其次，須對(duì)窄煤柱幫淺部破碎煤體加強(qiáng)支護(hù)，特別是梯形巷道窄煤柱幫中下幫及底角處進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，提高其抗剪切破壞能力，防止在強(qiáng)采動(dòng)應(yīng)力下發(fā)生失穩(wěn)[25]；最后，須提高梯形巷道頂板及實(shí)體煤幫的承載能力，防止窄煤柱上部高應(yīng)力向支護(hù)薄弱位置轉(zhuǎn)移，從而降低對(duì)窄煤柱幫的影響程度[26]。據(jù)此確定了“初次錨桿網(wǎng)及時(shí)主動(dòng)支護(hù)+二次工字鋼對(duì)棚被動(dòng)支護(hù)及煤柱幫錨索加強(qiáng)支護(hù)+三次錨索注漿加強(qiáng)支護(hù)”的中、底分層梯形巷道支護(hù)措施，施工步驟為:

(1)初始及時(shí)支護(hù)布置。巷道掘進(jìn)后進(jìn)行及時(shí)支護(hù)，為了使巷道周邊淺部圍巖整體保持一定完整性，須對(duì)兩幫及頂板鋪設(shè)錨網(wǎng)打錨桿。結(jié)合礦方現(xiàn)有支護(hù)技術(shù)，錨桿采用φ20 mm×2 400 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，間排距均為800 mm×800 mm，預(yù)緊力距不得低于150 kN·m，使用1卷Z2360和1卷CK2335錨固，靠近底角及頂角的錨桿均傾斜15°，及時(shí)支護(hù)時(shí)不安設(shè)錨索，允許圍巖有適量變形，使其先釋放一部分變形能，增大次生裂隙發(fā)育程度，為三次支護(hù)錨索注漿創(chuàng)造條件。

(2)二次支護(hù)布置。在巷道變形速率緩慢期進(jìn)行高強(qiáng)度大剛度的工字鋼棚式支架二次支護(hù)，根據(jù)老公營(yíng)子煤礦現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果，一般滯后掘進(jìn)工作面20～40 m進(jìn)行架棚支護(hù)。頂板與兩幫各鋪設(shè)工字鋼6排，間距500 mm，然后鋪設(shè)背板之后進(jìn)行錨索支護(hù)，錨索采用φ22 mm×4 000 mm高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力低松弛鋼絞線，使用300 mm×300 mm×14 mm托盤配合長(zhǎng)度為800 mm的工字鋼給與支架一個(gè)反作用力，等效在支架處増加了一些節(jié)點(diǎn)，有效的提升了金屬支架的承載能力。錨索間排距1 590 mm×2 000 mm，上幫錨索距頂角855 mm，與水平線夾角15°，下幫錨索水平安設(shè)，錨索預(yù)緊力不得低于120 kN，使用1卷Z2360和1卷CK2335錨固。

(3)三次錨索注漿支護(hù)。對(duì)于該梯形巷道的地質(zhì)條件來(lái)說(shuō)，煤層及頂?shù)装鍘r石強(qiáng)度較低，巷道兩幫將產(chǎn)生較大變形量，僅靠棚式支架無(wú)法支撐住，同時(shí)頂部圍巖應(yīng)力施加在頂梁上，而頂梁通過(guò)棚腿又傳給底板，在底板不支護(hù)的情況下，勢(shì)必會(huì)出現(xiàn)底臌現(xiàn)象，因此在二次支護(hù)后，應(yīng)進(jìn)行錨索注漿三次支護(hù)。支護(hù)時(shí)間選在二次支護(hù)后巷道兩幫進(jìn)一步變形壓緊背板后，即剛受采動(dòng)應(yīng)力影響后不久，但應(yīng)趕在工作面超前支承應(yīng)力影響之前，此時(shí)巷道次生裂隙較發(fā)育，注漿效果好，且避免了采動(dòng)影響帶來(lái)的兩幫大變形對(duì)工字鋼支架的損傷破壞以及底臌，因此超前工作面100～120 m開始注漿支護(hù)。在注漿前，要對(duì)巷道未噴射混凝土段和噴層開裂處進(jìn)行噴射混凝土封閉，噴漿所用水泥采用標(biāo)號(hào) 325 礦渣硅酸鹽水泥，混凝土強(qiáng)度為C20。注漿材料選用標(biāo)號(hào)425普通硅酸鹽水泥，水玻璃按1 m3水泥漿需水玻璃量為28.66 L計(jì)算，水玻璃密度取1.4 t/m3。在巷道中部鉆孔，鉆孔排距2 000 mm，深孔注漿采用φ21.6 mm×5 000 mm長(zhǎng)的注漿錨索，首先將注漿錨索打入圍巖，其后進(jìn)行深部注漿，一般深孔注漿壓力施工中控制在3～4 MPa，注漿時(shí)間約為 20 min，漿液擴(kuò)散半徑為1.5～2.0 m，注漿進(jìn)漿量大時(shí)，需加大注漿濃度，結(jié)束后及時(shí)封孔以防漿液泄露。傾斜15°鉆孔可使錨索打到底板，而漿液擴(kuò)散范圍可擴(kuò)散到應(yīng)力集中程度大的下幫和底板部位，通過(guò)改善注漿加固區(qū)域內(nèi)圍巖力學(xué)參數(shù)并增強(qiáng)松散煤體整體性，從而提高窄煤柱內(nèi)部的殘余強(qiáng)度，使兩幫及底板圍巖從對(duì)工字鋼支架的載荷施加體轉(zhuǎn)變?yōu)楣餐饔玫某休d體。

綜合上述，得到最終中、底分層開采梯形巷道聯(lián)合支護(hù)方案如圖22所示。

圖22 中、底分層開采梯形巷道聯(lián)合支護(hù)方案

4 工程應(yīng)用

根據(jù)表1理論計(jì)算所得數(shù)據(jù)可知，目前老公營(yíng)子煤礦底分層工作面9 m窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力為18.86 MPa，但進(jìn)過(guò)多次采動(dòng)影響，實(shí)際的殘余強(qiáng)度會(huì)比之低很多，因此對(duì)于后續(xù)未開采的特厚煤層分層工作面建議留設(shè)13～15 m的窄煤柱。對(duì)Ⅰ05(8)3工作面進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)，煤柱寬度依然為9 m，采用“及時(shí)主動(dòng)+二次被動(dòng)+三次關(guān)鍵部位錨索注漿加強(qiáng)支護(hù)”的圍巖控制方案，選擇軌道平巷進(jìn)行位移實(shí)測(cè)，在工作面回采期間，巷道兩幫最大位移量不超過(guò)80 mm，且端頭頂板在木支柱支護(hù)的條件下最大位移量不超過(guò)50 mm，巷道中部未受工作面超前支承應(yīng)力的影響，整體變形量很小，巷道表面平整，完全不影響工作面正?；夭?，無(wú)需進(jìn)行返修，支護(hù)效果如圖23所示。

5 結(jié) 論

(1)特厚煤層中、底分層工作面回采時(shí)，巨厚直接頂易形成“低位短懸臂梁、砌體梁及高位彎曲下沉帶”的覆巖結(jié)構(gòu)，各巖體結(jié)構(gòu)載荷向下傳遞造成中、底分層工作面區(qū)段煤柱覆巖應(yīng)力集中程度增大。

(2)寬煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力峰值隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)K增大而增大，煤柱高度對(duì)峰值大小影響很?。粚捗褐鶚O限平衡區(qū)隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)K及煤柱高度的增大而增大；切應(yīng)力隨K增大呈先減小后增大，最后趨于平穩(wěn)的趨勢(shì)，當(dāng)K>6時(shí)，煤體內(nèi)開始出現(xiàn)拉應(yīng)力，當(dāng)K> 8時(shí)，0～7 m內(nèi)均為拉應(yīng)力，煤柱幫失穩(wěn)。

(3)窄煤柱中部垂直應(yīng)力峰值隨覆巖應(yīng)力集中系數(shù)K增大而增大，其內(nèi)部有較強(qiáng)承載能力，隨著應(yīng)力集中程度增大，當(dāng)中部垂直應(yīng)力大于煤體極限載荷強(qiáng)度時(shí)窄煤柱將失穩(wěn)；窄煤柱中部垂直應(yīng)力隨煤柱寬度增大而增大，但增長(zhǎng)速率逐漸變小，表明窄煤柱寬度達(dá)到一閾值后垂直應(yīng)力不會(huì)繼續(xù)增大。

(4)窄煤柱中部垂直應(yīng)力隨煤柱高度增大急劇減小，當(dāng)窄煤柱高度大于10 m后，中部垂直應(yīng)力值明顯降低，表明窄煤柱的承載能力降低，易失穩(wěn)，在實(shí)際生產(chǎn)中需采取一定支護(hù)措施提高窄煤柱的穩(wěn)定性；當(dāng)窄煤柱高度大于15 m后，煤柱中部與兩側(cè)基本處于同一應(yīng)力值，且大小不斷降低，表明窄煤柱整體已失穩(wěn)，因此實(shí)際生產(chǎn)中，大于15 m的巨厚煤層開采不易留設(shè)窄煤柱。

(5)針對(duì)15 m特厚煤層重疊式分層開采，給出中、底分層工作面留設(shè)合理區(qū)段窄煤柱尺寸的思路，并提出“及時(shí)主動(dòng)+二次被動(dòng)+三次關(guān)鍵部位錨索注漿加強(qiáng)支護(hù)”的中、底分層工作面梯形巷道圍巖控制方案，現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果明顯。