傾斜厚煤層沿空梯形巷道煤柱合理寬度研究

徐仁桂，翟春佳，劉麗民，李常浩

（1.內蒙古煤炭科學研究院有限責任公司，內蒙古 呼和浩特 010010；2.中國礦業大學（北京）能源與礦業學院，北京100083；3.潞安集團余吾煤業有限公司，山西 長治 046103）

沿空掘巷時留窄煤柱不僅能提高煤炭資源開采率和利用率，同時有利于巷道及上覆巖層穩定[1-4]。若煤柱寬度留設不合理，在巷道掘進過程中可能伴隨有嚴重片幫、冒頂等礦壓顯現，嚴重時甚至引發動壓災害[5-6]。以往研究中，很多專家學者通過理論分析、數值模擬的手段圍繞沿空巷道合理布置位置做了許多研究，分析了基本頂斷裂位置以及護巷窄煤柱寬度對于沿空巷道圍巖的影響及應用情況。但是以往研究大多以垂直應力作為圍巖穩定性的判定標準，且沿空巷道多以矩形或拱形巷道為研究基礎[7-9]。現實地質條件較為復雜，通常情況地殼運動以水平運動為主，構造應力也主要由相互擠壓的壓應力體現，而忽略水平應力及切應力的影響而直接采用垂直應力去評價巷道圍巖破壞程度是存在一定缺陷的。偏應力第二不變量作為剪應力及畸變量大小的表征單位，應用于判定巖體剪切破壞和完整性程度顯得更為貼切[10-11]。因此，基于偏應力第二不變量為判斷標準，應用FLAC3D模擬軟件對于傾斜煤層條件下沿空梯形巷道條件下煤柱合理寬度的研究，有助于進一步揭示沿空巷道圍巖應力分布及變形機理，進而對梯形巷道合理煤柱寬度的選擇奠定了基礎。

1 工作面工程地質概況

神華寧東礦區羊場灣煤礦設計可采儲量455.38 Mt，其主采2#煤層全井田內賦存穩定，煤層為厚至特厚煤層，煤厚為 8.2～10.7 m，傾角為 15°～27°，屬于大傾角。井田內130205 工作面位于井田東部，采用分層開采，其埋深達 587.1～726.7 m。煤層絕對瓦斯涌出量僅為2.89 m3/min，屬于低瓦斯煤層。羊場灣煤礦130205 工作面平面位置關系如圖1。

圖1 130205 工作面平面位置關系圖Fig.1 Plane position diagram of 130205 working face

2 沿空巷道煤柱寬度理論

2.1 基本頂側向破斷位置

當某一工作面回采后，其采空區上方的直接頂垮落充填于采空區內，而直接頂上方的基本頂將會沿著煤層傾向發生側向破斷。破斷后形成“砌體梁”結構，且由采空區矸石和邊緣位置煤體共同承擔形成穩定結構。根據宋振騏院士提出的支承應力“內外應力場”理念[12-13]，可知將會沿著采空區邊緣形成力學結構體，“內外應力場”分布圖如圖2。

圖2 “內外應力場”分布圖Fig.2 Distribution of“internal and external stress field”

對圖2 的“內外應力場”分布圖進行簡化，得到的基本頂側向破斷后的力學模型簡圖如圖3。

圖3 基本頂側向破斷力學模型Fig.3 Mechanical model of basic roof lateral rupture

根據圖3 可知，當煤層傾角為θ 時，內應力場中與煤壁邊緣距離為x 處的支承應力σy（x）為：

式中：Gx為在內應力場中距離煤壁x 處煤層的剛度，Pa；yx為在內應力場中距離煤壁x 處煤體的壓縮量，m。

經研究表明，在煤體邊緣處具有最大壓縮量，煤壁承受上區段采空區矸石的擠壓力以及上覆巖層的重力載荷，煤壁外側產生塑性變形并始終處于低應力狀態，該部位煤體在水平壓力下保持穩定。因此可以將其過程簡化為1 個線性變化的過程，由幾何關系可以得到：

式中：y0為采空區邊緣煤壁處的最大壓縮量，m；θ 為煤層傾角，根據礦方資料定為平均傾角13°；ψ 為關鍵塊B 破斷時的相鄰巖層間破斷角，為5°～7°；x0為此煤層的內應力場范圍的大小，m。

聯立式（1）～式（3），積分可得內應力場范圍內的垂直支承應力為：

上區段工作面回采時，基本頂以“O-X”形式破斷后，工作面端頭關鍵塊B 以弧形三角塊結構與相鄰巖塊相互鉸接共同支撐頂板[14-15]。隨著工作面的繼續回采，內應力場范圍逐漸減小直至下次基本頂再次破壞，圍巖內應力再次重新分布形成新的內外應力場。故可將內應力場內的垂直支撐應力近似等同于發生來壓時內應力場范圍的基本頂巖層的重力，也即：

式中：L 為上區段工作面的長度，m；C0為工作面的來壓步距，m；M 為各傳遞巖梁的厚度，m；ρ 為各傳遞巖梁的平均密度，t/m3。

從直接頂開始垮落直至觸矸過程結束，由于煤層和直接頂的變形是同步的，由幾何關系可以得出：

式中：△h 為直接頂觸矸穩定時的最大下沉量，m；L′為直接頂鉸結巖梁的跨度，m；h 為該煤層的開采高度，m；mz為破碎直接頂的垮落高度，m；Kp為基本頂巖石的碎脹系數。

處于塑性狀態的煤體剛度G0由包體理論可以表示為：

式中：E 為煤體彈性模量，Pa；v 為泊松比；ξ 為影響系數，其與煤體內裂隙發育情況有關。

聯立以上公式可得內應力場范圍x0為：

結合130205 工作面地測資料，可取值L=170 m，C0=32 ～35 m，M=12.8 m，ρ=2.7 t/m3，v=0.27，ξ=0.8，L′=18 ～21 m，E=2.5 GPa，h=4.5 m，mz=4.1 m，Kp=1.7，θ=13°，進而根據式（9）計算得到內應力場的范圍為 12.2～12.8 m。當沿空掘巷時，若將巷道布置于內應力場影響范圍內，可有效改善巷道圍巖力學性能，提高巷道圍巖穩定性，降低巷道維護成本。

2.2 沿空巷道煤柱寬度

根據文獻[16-19]對基本頂側向斷裂線的研究，通常基本頂斷裂線位于煤壁內0～14 m 處。當斷裂線位于煤壁內9～14 m 處時，一般采用1～5 m 煤柱將巷道布置于斷裂線以內，此時沿空巷道寬度和窄煤柱寬度之和應小于“內應力場”的寬度，以使巷道處于低應力區。綜合考慮煤柱體擋矸以及防水、火、瓦斯等重要作用，最少應設置煤柱體寬為3～5 m。為了滿足井下正常工作要求設計巷道寬度為5 m，將煤柱寬度初步定為8～10 m。留設8～10 m 的保護煤柱，加上巷道寬度為13～15 m，而理論計算得到的內應力場的范圍為 12.2～12.8 m，可見此時巷道處于斷裂線下方位置處。因此可有效規避由拱腳傳遞而來的巨大載荷，使掘后巷道圍巖保持相對穩定狀態。

3 數值模擬

3.1 煤柱內偏應力分布特征

基于130205 工作面地質條件，采用數值軟件[20-21]建立三維模型，進一步研究巷道在不同煤柱寬度影響下的圍巖破壞機制。當煤柱寬度分別為5、8、10、12.5、15、20 m 時，不同煤柱寬度下偏應力分布情況如圖4。

圖4 不同煤柱寬度下偏應力分布情況Fig.4 Distribution of deviatoric stress at different pillar widths

由圖4 可知：①偏應力峰值呈先增大后減小趨勢：對于 5～12.5 m 區段煤柱，隨著煤柱寬度增加，煤柱內偏應力峰值呈現“正相關”增長，而對于12.5～20 m 區段煤柱，隨著煤柱寬度增大，曲線形狀由“單峰”變為“雙駝峰”，煤柱內偏應力峰值呈現“負相關”減小；②偏應力峰值位置呈先增大后減小趨勢：對于5～12.5 m 區段煤柱，隨著煤柱寬度增加，峰值位置距巷道邊緣水平距離呈線性增長，峰值位置向遠離巷道方向偏移，而對于12.5～20 m 區段煤柱，在煤柱寬度為15 m 時開始出現駝峰狀。整體上偏應力分布形狀經歷了由單駝峰→正梯形狀→雙駝峰的轉變，大煤柱內部煤體處于彈性應力狀態，較為完整，這也間接揭示了傳統大煤柱的可行性。

3.2 頂板內偏應力分布特征

為了分析沿空巷道頂板圍巖偏應力分布特征，在頂板內布設長20 m 的監測線，每0.5 m 間隔設置1 個監測點，共40 個監測點。不同煤柱寬度時頂板內偏應力分布情況如圖5。

圖5 不同煤柱寬度時頂板內偏應力分布情況Fig.5 Distribution of deviatoric stress in roof with different pillar widths

由圖5 可知：①當煤柱寬度較小時，巷道頂板內淺部圍巖偏應力較高，隨著深度的增加，偏應力減小至某一極小值后再次增大，且煤柱越寬，該極小值越小；②當煤柱寬度較大時，巷道頂板內淺部圍巖相比窄煤柱偏應力值低，淺部圍巖較為穩定，在此大煤柱下巷道頂板完整性較好；③在相鄰采空區影響下，8 m 煤柱時偏應力峰值最小為12.42 MPa，相比5 m 煤柱時峰值降低了9.74%，10 m 煤柱時偏應力峰值最小為9.31 MPa，相比5 m 煤柱峰值大小降低了36.28%。在10 m 煤柱時，監測線圍巖受上區段采空區影響較小，從安全的角度出發，選擇此寬度煤柱更有利于頂板穩定性。

4 巷道圍巖控制與實踐

4.1 支護系統參數

沿空巷道支護剖面圖如圖6。由圖6 可知：①頂板錨桿規格為φ22 mm×2 500 mm 的左旋螺紋鋼錨桿，間排距為750 mm×1 000 mm，煤柱幫側的角錨桿與煤柱幫距離為250 mm，實體煤幫處的角錨桿向外側傾斜15°，其余錨桿垂直頂板布置，桁架錨索采用兩根高強度低松弛預應力鋼絞線φ22 mm×11 300 mm，靠近幫部的錨索向外側傾斜10°，另在靠近實體煤幫處有1 根單體錨索，錨索規格為φ22 mm×10 300 mm；②實體煤幫選用 φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿，1 排布置5 根錨桿，錨桿間排距750 mm×1 000 mm，上部錨桿距頂板250 mm，靠近頂板處錨桿向上傾斜15°，靠近底板處錨桿向下傾斜10°，其余錨桿垂直巷幫布置；③煤柱幫選用φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿，1 排布置6 根錨桿，錨桿間排距750 mm×1 000 mm，上部錨桿距頂板250 mm，靠近頂板處錨桿向上傾斜15°，靠近底板處錨桿向下傾斜10°，其余垂直巷幫布置。

圖6 巷道支護參數剖面圖Fig.6 Profile of roadway support parameters

4.2 礦壓觀測

對巷道圍巖收斂量進行連續性觀測[22]。頂板位置設置2 條監測線，1 線靠近煤柱側0.8 m 處，2 線靠近實體煤側0.8 m 處，幫部、底板監測點均為其中線位置，礦壓觀測結果如圖7。

圖7 礦壓觀測結果Fig.7 Observation results of mine pressure

巷道掘出后圍巖是1 個動態的變化過程直至平衡狀態，頂底板及煤柱幫大約在30 d 變形趨于穩定，實體煤幫在掘巷后20 d 變形趨于穩定。頂板1線最大變形量為55 mm，頂板2 線最大變形量為51 mm，煤柱幫最大位移量為38 mm，實體煤幫最大位移量為15 mm。因此該支護方式對巷道維護效果顯著。

5 結 論

1）基于基本頂斷裂所形成的“內外應力場”影響范圍，建立傾斜煤層的力學模型，推導出傾斜煤層中“內應力場”影響范圍的計算公式。

2）運用數值模擬方法得出，沿煤層傾斜方向，隨著煤柱寬度增加，煤柱內偏應力曲線呈現由單駝峰狀→正梯形狀→雙駝峰狀的轉變，煤柱在寬度較小和較大時比較穩定。在傾斜煤層中，受相鄰區段采空區疊加應力影響，巷道頂板圍巖可能受到一定的剪脹破壞，通常在偏應力最小波動值時作為合理窄煤柱寬度。

3）提出采用新型桁架錨索聯合支護方式對巷道進行非對稱控制，頂板及幫部每排安放高強度錨桿加固煤體，頂板交錯采用單體錨索與桁架錨索增強支護困難區的承載性，進而改善圍巖應力環境，防止煤柱幫頂板及肩窩處惡性垮落。