沿空煤巷護(hù)巷煤柱寬度與非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)

張宏忠，左安家

（1.安徽省皖北煤電集團(tuán)有限責(zé)任公司，安徽 宿州234000；2.華北科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，河北 三河065201）

隨著開(kāi)采工藝方法的不斷革新，沿空掘巷技術(shù)在我國(guó)的礦井得到普遍應(yīng)用，整個(gè)生產(chǎn)系統(tǒng)的安全性得到了一定程度的提升。但是，工作面之間煤柱多為大煤柱，留設(shè)寬度一般為20 m以上，由此引起的煤炭資源損失高達(dá)30%，占采區(qū)煤炭總損失的36%以上，留設(shè)小煤柱雖可大幅度提高煤炭回收率，但由于煤柱寬度減小，使其更容易發(fā)生塑性破壞進(jìn)入破碎狀態(tài)，導(dǎo)致巷道圍巖應(yīng)力值升高，頂板與兩幫的壓力增大，護(hù)巷煤柱無(wú)法承受上覆巖層載荷，巷道穩(wěn)定性無(wú)法保證[1-3]。基本頂回轉(zhuǎn)下沉引起窄煤柱煤巷非對(duì)稱變形破壞[4-7]，由此提出沿空煤巷非對(duì)稱支護(hù)方案。任奮華等[8]研究了碎裂巖體巷道非對(duì)稱變形破壞特征，指出頂部破碎巖層深度、劣化后的巖體強(qiáng)度以及支護(hù)模式的合理性等對(duì)巷道巖體破壞的影響比較顯著；王炯等[9]對(duì)穿層巷道非對(duì)稱變形破壞進(jìn)行了前期研究，得出穿層巷道非對(duì)稱破壞主要表現(xiàn)為不同巖層間的剪切滑移變形及高應(yīng)力作用下錯(cuò)位變形。為此，以昌恒煤礦9102回風(fēng)巷道為工程背景，理論分析區(qū)段煤柱合理寬度，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)力觀測(cè)進(jìn)一步優(yōu)化煤柱尺寸，并基于理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果提出支護(hù)方案，并全面監(jiān)測(cè)回風(fēng)巷道回采過(guò)程圍巖變形，驗(yàn)證煤柱留設(shè)寬度和支護(hù)方案的可行性，為后續(xù)工作面煤柱留設(shè)和同類礦區(qū)非對(duì)稱支護(hù)提供一定的工程借鑒。

1 工程背景

9102工作面位于昌恒煤礦9#煤層，煤層平均厚度9.3 m，工作面長(zhǎng)度192 m，9#煤平均埋深350 m，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，夾矸較少，含0～2層，煤層傾角12°左右，煤層?xùn)|南部厚，北部及中西部較薄。頂板為石灰?guī)r或泥灰?guī)r，厚5.68～6.08 m，底板為粉砂巖或砂質(zhì)泥巖，厚度不等。9#煤層自燃傾向等級(jí)為II類，屬自燃煤層；經(jīng)實(shí)驗(yàn)室測(cè)得，煤體密度為1.4×103kg/m3，煤體單抽抗壓強(qiáng)度為13.86 MPa。9102沿空煤巷為回風(fēng)巷道，巷道斷面為矩形，巷道尺寸為4.5 m×3.0 m（寬×高），9102工作面走向長(zhǎng)度1 700 m，現(xiàn)場(chǎng)分為950 m風(fēng)巷里段和750 m風(fēng)巷外段，工作面采用綜采放頂煤開(kāi)采法開(kāi)采，工作面相對(duì)位置如圖1。

圖1 9101工作面與9102工作面相對(duì)位置Fig.1 Relative position of 9101 working face and 9102 working face

2 窄煤柱合理寬度留設(shè)理論計(jì)算

山西嵐縣昌恒煤礦9#煤層屬于傾斜煤層，煤柱簡(jiǎn)化為走向條帶煤柱，且處于傾斜狀態(tài)，其突變失穩(wěn)過(guò)程是比較典型的偏離平衡態(tài)的非線性過(guò)程，適合于用非線性理論方法進(jìn)行研究，煤柱的失穩(wěn)破壞具有突發(fā)性和劇烈性，突變理論可以很好地解決建立區(qū)段煤柱失穩(wěn)問(wèn)題。區(qū)段煤柱失穩(wěn)尖點(diǎn)突變模型如圖2[9]，平衡曲面自上而下分別為煤柱穩(wěn)定區(qū)，突變區(qū)和變形破壞區(qū)，基于尖點(diǎn)突變理論的煤柱失穩(wěn)基本機(jī)理為煤柱失穩(wěn)的控制變量改變，驅(qū)動(dòng)狀態(tài)變量發(fā)生變化，當(dāng)狀態(tài)變量沿路徑A變化時(shí)，控制變量滿足分歧點(diǎn)集方程變化過(guò)程，此時(shí)路徑與分歧點(diǎn)集相交，系統(tǒng)發(fā)生了突變，即煤柱表現(xiàn)為失穩(wěn)破壞。

圖2 區(qū)段煤柱失穩(wěn)尖點(diǎn)突變模型Fig.2 Catastrophemodel for instability of section coal pillars

在頂板壓力p的作用下，采空區(qū)留設(shè)煤柱中部形成彈性核區(qū)，兩側(cè)形成屈服變形區(qū)。煤柱內(nèi)含有許多結(jié)構(gòu)弱面，受頂板壓力影響，存在位移v，屈服區(qū)和彈性核區(qū)結(jié)構(gòu)弱面上的勢(shì)能表達(dá)式為Vs和Ve，煤柱具有的總勢(shì)能V函數(shù)公式如下[10]：

式中：VP為頂板壓力p的勢(shì)能函數(shù)；Gs為屈服區(qū)初始剪切模量；Ds為屈服區(qū)結(jié)構(gòu)弱面厚度；v0為峰值應(yīng)力位移；α為煤層傾角；θ為滑移面與煤層面的夾角；ls為屈服區(qū)內(nèi)滑移面長(zhǎng)度；le為彈性區(qū)內(nèi)滑移面長(zhǎng)度。

設(shè)9102風(fēng)巷里段保護(hù)煤柱寬度為a，相鄰9101綜放區(qū)段開(kāi)采寬度為b，則頂板壓力p的表達(dá)式為[11]：

式中：H為煤層開(kāi)采深度。

將式（2）代入式（1）得到：

對(duì)式（3）求一階導(dǎo)數(shù)并進(jìn)行Taylor展開(kāi)，得到：

為將式（4）變?yōu)榧恻c(diǎn)突變標(biāo)準(zhǔn)形式，設(shè)x、p、q表達(dá)式為：

得到以p、q為控制變量，x為狀態(tài)變量的尖點(diǎn)突變標(biāo)準(zhǔn)形式，依據(jù)分叉點(diǎn)集方程得到煤柱失穩(wěn)條件判據(jù)：

分析式（8）可知，煤柱失穩(wěn)破壞與工作面長(zhǎng)度、上覆巖層密度、開(kāi)采深度、結(jié)構(gòu)弱面傾角及煤體力學(xué)參數(shù)等地質(zhì)生產(chǎn)條件因子相關(guān)，受內(nèi)部彈性核區(qū)剛度及屈服區(qū)剛度因素影響。根據(jù)煤柱失穩(wěn)破壞理論判定依據(jù)，結(jié)合9102回風(fēng)巷道煤巖樣實(shí)驗(yàn)室力學(xué)測(cè)試結(jié)果，得出9102風(fēng)巷外段煤柱失穩(wěn)條件為煤柱寬度a≤7 m，即當(dāng)煤柱寬度小于7 m時(shí)，煤柱系統(tǒng)表現(xiàn)為從上葉到下葉進(jìn)行躍遷，發(fā)生突變，煤柱破壞。因此，煤柱合理寬度應(yīng)在7～20 m之間。

3 窄煤柱合理寬度數(shù)值分析

采用數(shù)值模擬的方法對(duì)比分析了煤柱寬度分別為16、12、9、7 m條件下圍巖塑性破壞演化進(jìn)程，不同煤柱寬度下圍巖塑性破壞及位移矢量演化過(guò)程如圖3。

圖3 不同煤柱寬度下圍巖塑性破壞及位移矢量演化過(guò)程Fig.3 Plastic failure and displacement vector evolution process of surrounding rock

煤柱寬度由16 m減小至7 m過(guò)程中，巷道內(nèi)水平位移依次為－200、－240、－254、－312 mm，水平位移持續(xù)增大，這是由于煤柱寬度減小導(dǎo)致其對(duì)頂板承載能力降低，進(jìn)而使得關(guān)鍵層大結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn)幅度增大，淺部圍巖剪切錯(cuò)動(dòng)變形加劇。巷道深部巖層亦發(fā)生水平運(yùn)動(dòng)，但由于受基本頂回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)程度不同，高位巖層呈現(xiàn)出單一方向水平運(yùn)動(dòng)，由煤柱側(cè)向?qū)嶓w煤幫側(cè)運(yùn)動(dòng)，水平位移為負(fù)值，且?guī)r層越高水平變形越小。數(shù)值模擬結(jié)果顯示，煤柱寬度為9 m時(shí)，圍巖仍處于穩(wěn)定狀態(tài)，煤柱寬度為7 m時(shí)，圍巖塑性破壞范圍比9 m煤柱寬度條件下的塑性破壞范圍增大，圍巖接近于失穩(wěn)，因此綜合數(shù)值和理論計(jì)算結(jié)果，煤柱寬度擬取9 m為宜。

4 煤柱內(nèi)部支承壓力現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)

4.1 煤柱支承壓力現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)

采動(dòng)條件下上覆巖層運(yùn)動(dòng)在沿空煤巷小煤柱內(nèi)部引起的力學(xué)響應(yīng)表現(xiàn)為煤柱內(nèi)部支承壓力，其隨工作面回采的應(yīng)力變化是煤柱寬度優(yōu)化設(shè)計(jì)的重要評(píng)價(jià)指標(biāo)。基于9102風(fēng)巷9 m寬窄煤柱超前工作面40 m布置鉆孔應(yīng)力計(jì)觀測(cè)站，測(cè)站內(nèi)部鉆孔應(yīng)力計(jì)間距1.5 m，基點(diǎn)至煤柱幫側(cè)水平距離分別為2.0、3.5、5.0、6.5 m，距底部垂直距離為1.5 m，鉆孔直徑42 mm，煤柱內(nèi)部支承壓力測(cè)點(diǎn)布置如圖4。

圖4 煤柱內(nèi)部支承壓力測(cè)點(diǎn)布置Fig.4 Layout of measuring points for internal bearing pressure of coal pillar

4.2 結(jié)果分析

依據(jù)上述現(xiàn)場(chǎng)實(shí)施方案，9 m煤柱支承壓力觀測(cè)結(jié)果如圖5。

圖5 9 m煤柱支承壓力觀測(cè)結(jié)果Fig.5 Observation results of bearing pressure of 9 m coal pillar

由支承壓力觀測(cè)結(jié)果可知，隨工作面臨近，支承壓力先小幅上升后降低，說(shuō)明在巷道側(cè)2 m和采空區(qū)側(cè)2.5 m區(qū)域煤體表現(xiàn)為屈服特征，但仍可作為承載體，煤柱內(nèi)部3.5～5.0 m高支承壓力高于邊緣區(qū)域，位于彈性核區(qū)，起主承載作用，且煤體單軸抗壓強(qiáng)度為13.86 MPa，大于支承壓力峰值，表明煤柱在工作面回采過(guò)程中不會(huì)發(fā)生破壞，因此綜合理論計(jì)算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)，9102風(fēng)巷里段留設(shè)9 m煤柱是科學(xué)可行的。

5 沿空煤巷非對(duì)稱布置

5.1 回采期間巷道圍巖變形模擬結(jié)果

巷道圍巖在高應(yīng)力作用下會(huì)產(chǎn)生擠壓破壞變形，表現(xiàn)為水平變形與垂直變形演化特征，以巷道中心線為軸，綜放沿空巷道頂板兩側(cè)煤巖變形破壞明顯呈現(xiàn)非對(duì)稱垂直變形和水平剪切錯(cuò)動(dòng)[12-13]，根本原因在于上覆巖層關(guān)鍵塊的回轉(zhuǎn)下沉運(yùn)動(dòng)[14-16]。根據(jù)昌恒煤礦地質(zhì)生產(chǎn)條件，采用數(shù)值軟件進(jìn)行模擬，在留設(shè)9 m煤柱及相鄰工作面充分回采的前提下，監(jiān)測(cè)本工作面回采期間沿空巷道圍巖運(yùn)動(dòng)特征，頂板位移演化過(guò)程如圖6。

1）水平位移。根據(jù)圖6可知，淺部巖層存在明顯水平錯(cuò)動(dòng)變形，深部圍巖水平位移卻不明顯，即淺部頂板巖層在煤柱頂板大結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn)下沉作用下，向巷道內(nèi)發(fā)生明顯水平擠壓運(yùn)動(dòng)，而實(shí)體煤幫側(cè)淺部頂板在深部圍巖壓力作用下，亦向巷道自由側(cè)發(fā)生水平運(yùn)動(dòng)，2個(gè)方向水平運(yùn)動(dòng)導(dǎo)致圍巖出現(xiàn)不同方向水平位移，并在巷道自由面方向交匯，進(jìn)而發(fā)生擠壓破碎，但是，水平位移量較小，水平運(yùn)動(dòng)微弱。

圖6 頂板位移演化過(guò)程Fig.6 Evolution process of roof displacement

2）垂直位移。淺部巖層存在顯著的垂直方向位移運(yùn)動(dòng)，垂直方向位移隨近巷道自由面距離的減小而增大，垂直方向位移表現(xiàn)出明顯不對(duì)稱特征，最大垂直位移位于巷道中心軸偏煤柱幫側(cè)約300 mm處。深部圍巖由實(shí)體煤幫側(cè)向煤柱幫側(cè)，垂直位移逐步增大，頂板呈現(xiàn)一字傾斜狀，且變形量較水平位移較大，因此，本工作面超前采動(dòng)影響下，圍巖變形破壞以垂直下沉為主，巷道圍巖控制應(yīng)以限制垂直位移場(chǎng)的演化為主。

5.2 控制機(jī)理

通過(guò)回采過(guò)程中煤柱內(nèi)部應(yīng)力的觀測(cè)可知，煤柱邊緣范圍圍巖承載能力低，巷道在強(qiáng)采動(dòng)條件下容易產(chǎn)生較大變形，傳統(tǒng)的以巷道中心線為軸的對(duì)稱支護(hù)形式難以適應(yīng)復(fù)雜地質(zhì)條件，所以提出窄煤柱護(hù)巷簡(jiǎn)式錨索桁架非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)，其支護(hù)機(jī)理如圖7。

圖7 非對(duì)稱支護(hù)控制機(jī)理Fig.7 Controlmechanism

1）簡(jiǎn)式桁架錨索向煤柱側(cè)整體偏移，確保了支護(hù)結(jié)構(gòu)與未支護(hù)條件下頂板最大彎矩對(duì)應(yīng)重疊，實(shí)現(xiàn)變形最大點(diǎn)與承載結(jié)構(gòu)最強(qiáng)點(diǎn)的統(tǒng)一，對(duì)煤柱側(cè)頂板形成重點(diǎn)支護(hù)。

2）錨索桁架通過(guò)鋼帶和工字鋼沿走向聯(lián)結(jié)，在簡(jiǎn)式桁架錨索跨度范圍內(nèi)，配合橫向錨桿均勻布置，采用“十字布局”法在頂板表層區(qū)域?qū)崿F(xiàn)雙重調(diào)控，雙向調(diào)控，可有效控制各向水平位移變形，維持巷道穩(wěn)定。

3）復(fù)合錨索桁架與錨桿交錯(cuò)，巷道中心兩側(cè)分擔(dān)的頂板壓力趨于均衡，全面均衡控制巷道頂板，提升了圍巖的承載特性，相對(duì)于傳統(tǒng)的以巷道中心線為軸的對(duì)稱支護(hù)形式，支護(hù)針對(duì)性增強(qiáng)，有利于控制煤柱側(cè)圍巖穩(wěn)定[17]，實(shí)現(xiàn)安全效益和經(jīng)濟(jì)效益的最優(yōu)化。

5.3 支護(hù)方案

結(jié)合工程類比[18-20]，錨索桁架非對(duì)稱支護(hù)方案如圖8。

圖8 錨索桁架非對(duì)稱支護(hù)方案Fig.8 Asymmetric support scheme of anchor cable truss

1）頂板支護(hù)。巷道頂板采用5眼W鋼帶配合錨桿（索）聯(lián)合支護(hù)，每排布置5根錨桿，中間3根錨桿垂直頂板布置，靠近兩幫處錨桿各向兩側(cè)傾斜15°，采用φ20 mm×2 500 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，每根頂錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷和1卷CK2335樹脂藥卷。

2）巷道方向輔以簡(jiǎn)式走向錨索桁架結(jié)構(gòu)加固，選用φ21.6 mm×9 300 mm單體錨索，其布置結(jié)構(gòu)為煤柱側(cè)2排錨索采用礦用工字鋼聯(lián)接，靠近工作面1排錨索用W鋼帶聯(lián)接，煤柱幫側(cè)錨索距巷幫600 mm，靠近兩幫的錨索鉆孔與頂板垂線的夾角為10°，中間的錨索垂直頂板布置，每個(gè)錨索使用1卷CK2335和2卷K2360樹脂藥卷。

3）實(shí)體煤幫支護(hù)。選用與頂板支護(hù)相同規(guī)格的左旋螺紋鋼錨桿，每根錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷，1排布置4根錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，其中上部錨桿和底部錨桿距頂板及底板均為300 mm，靠近頂板處錨桿向上傾斜15°，靠近底板處錨桿向下傾斜5°，其余垂直煤壁幫布置。

4）煤柱幫支護(hù)。選用φ20 mm×2 500 mm左旋螺紋鋼錨桿，每根錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷和1卷CK2335樹脂藥卷，CK2335位于孔底。布置方式與實(shí)體煤幫相同。

5.4 巷道圍巖變形現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)

巷道位移監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置方案如圖9。巷道位移監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖10。

圖9 巷道位移監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置Fig.9 Layout of roadway displacementmonitoring points

圖10 沿空巷道表層位移監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.10 M onitoring results of surface displacement

由于監(jiān)測(cè)點(diǎn)距離9102工作面有一定距離，所以回采前期巷道圍巖變形較小且很緩慢，隨著工作面的向前推進(jìn)，上覆巖層受到工作面回采動(dòng)壓影響，頂板下沉速度急劇增大，從儀器安裝開(kāi)始至回采至該位置處，頂板最大變形量216 mm，兩幫最大變形量92 mm，均在可控制范圍之內(nèi)，對(duì)比頂板測(cè)點(diǎn)A1和A2可知，煤柱側(cè)頂板和實(shí)體煤側(cè)頂板在巷道回采階段變形協(xié)調(diào)一致，多錨索簡(jiǎn)式桁架錨索非對(duì)稱支護(hù)方案支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)科學(xué)合理，可以有效控制巷道圍巖收斂變形。

6 結(jié) 語(yǔ)

1）基于尖點(diǎn)突變理論計(jì)算、數(shù)值模擬分析和支承壓力現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，綜合確定9102風(fēng)巷里段煤柱最優(yōu)尺寸為9 m。

2）通過(guò)對(duì)煤柱側(cè)向支承壓力的現(xiàn)場(chǎng)實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)，分析得出煤柱內(nèi)部支承壓力分布規(guī)律，煤柱邊緣煤體承載能力較弱，中心承載能力強(qiáng)，表明起主承載作用的是中心彈性區(qū)。

3）9102風(fēng)巷里段回采期間頂板和兩幫變形特征結(jié)果表明巷道變形量較小，留設(shè)9 m煤柱并依據(jù)變形特征采取非對(duì)稱支護(hù)方式有利于保持沿空巷道圍巖穩(wěn)定性，在確保安全回采的條件可有效提高煤炭資源的回采率。