深井沿空掘巷圍巖主應(yīng)力差規(guī)律與支護(hù)技術(shù)＊

何富連 吳煥凱 李通達(dá) 許華威 王志留 王寧博

（中國礦業(yè)大學(xué) （北京）資源與安全工程學(xué)院，北京市海淀區(qū)，100083）

關(guān)于沿空掘巷留設(shè)煤柱寬度的研究大多數(shù)集中 于位移量、垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、剪切應(yīng)力等方面，而隨著開采深度的增大，在沿空掘巷復(fù)雜應(yīng)力環(huán)境下，僅僅考慮某個(gè)力作用，顯然是完全不夠的。在厚頂煤巷道中僅僅使用錨桿和單體錨索加強(qiáng)支護(hù)是否滿足安全需要，有待探討。

本文以鶴壁四礦2606綜放工作面沿空掘巷為工程背景，數(shù)值模擬了煤柱寬5～15 m 變化過程中巷道圍巖主應(yīng)力差規(guī)律，并確定了煤柱的寬度，使用了斜拉錨索新型支護(hù)結(jié)構(gòu)，取得了良好的控制效果。

1 理論計(jì)算煤柱寬度

1.1 弧形三角板

沿空掘巷一側(cè)為上區(qū)段采空區(qū)，另一側(cè)為實(shí)體煤，由于煤柱較窄，采空區(qū)的老頂在巷道上方或者實(shí)體煤內(nèi)已經(jīng)斷裂，在工作面端頭部位的破斷面呈弧形，形成弧形三角塊B，與實(shí)體煤側(cè)的巖塊C、采空區(qū)側(cè)的巖塊A 形成鉸接結(jié)構(gòu)，簡(jiǎn)稱為弧形三角塊結(jié)構(gòu)，如圖1所示。

圖1 沿空掘巷弧形三角板模型

1.2 煤柱寬度計(jì)算

由極限平衡理論可知，合理的窄煤柱最小寬度L 為：

式中：L——窄煤柱最小寬度，m；

L1——上區(qū)段回采工作面在下區(qū)段沿空掘巷窄煤柱產(chǎn)生的煤巖體破碎區(qū)的寬度，m；

L2——沿空掘巷窄煤柱幫錨桿的有效長度，取2.4m；

L3——考慮到煤層厚度較大而需要增加煤柱穩(wěn)定系數(shù)，按0.2 （L1+L2）求得，m；

h——上下區(qū)段平巷高度，取3.5m；

λ——側(cè)壓系數(shù)，取1.3；

θ——煤層的內(nèi)摩擦角，取23°；

K ——應(yīng)力集中系數(shù)，取4；

γ——上覆巖層的平均容重，取25kN／m3；

H ——巷道的埋藏深度，取715m；

C0——煤層的粘聚力，取1.05 MPa；

P——對(duì)煤幫的支護(hù)阻力，上區(qū)段采空區(qū)側(cè)面支護(hù)已經(jīng)拆除，因此取P1=0。

將數(shù)據(jù)值代入式 （1）、（2），通過計(jì)算得出L1=1.9m，L2=2.4m，L3=0.86m，L=5.16m。所以煤柱最小的寬度為5.16m。

2 數(shù)值模擬

2.1 工程地質(zhì)條件

鶴壁四礦2606工作面采用綜采放頂煤采煤法，開采二1煤，厚度6.2～9.3m，平均7.5m，容重1.38t／m3，硬度系數(shù)為2.5～3，煤層傾角8°，埋深675～741 m，平均715 m，二1 煤偽頂厚0～0.5m，平均0.2m，為黑色不純質(zhì)泥巖和炭質(zhì)泥巖，極易垮落；直接頂厚2.7～10 m，平均5 m，為灰黑色砂質(zhì)泥巖或泥巖，局部為薄層狀細(xì)～中粒石英砂巖；老頂為灰及灰白色巨厚層狀中細(xì)粒石英砂巖，均質(zhì)層理，層面含大量白云母碎片；直接底為灰黑色砂質(zhì)泥巖或泥巖，厚1～5 m，平均2.7 m；老底為深灰及淺灰色厚層狀細(xì)中粒石英砂巖，層理較發(fā)育。具體的煤巖層巖性見圖2。

圖2 煤巖層柱狀圖

2.2 建立數(shù)值模型

根據(jù)綜放面2606 的地質(zhì)生產(chǎn)條件，采用FLAC3D 有限差分軟件模擬工作面沿空掘巷不同寬度煤柱條件下，巷道圍巖的主應(yīng)力差以及主應(yīng)力差峰值點(diǎn)位置情況，從而分析巷道的穩(wěn)定性。模型尺寸為140m×150m×74m（X×Y×Z），X 方向?yàn)楣ぷ髅娣较?，左?0 m 代表上一區(qū)段采空區(qū)，右邊是實(shí)體煤，緊挨著采空區(qū)是沿空掘巷的窄煤柱；Y 方向?yàn)楣ぷ髅嫱七M(jìn)方向，Z 方向模擬74m的高度，由于本工作面煤層平均埋深715m，在模型上部邊界施加剩余高度巖層的重量，測(cè)壓系數(shù)根據(jù)礦區(qū)提供的參考數(shù)據(jù)1.4來計(jì)算，模型的X、Y 與Z 的下部邊界采用位移邊界條件固定，破壞準(zhǔn)則采用莫爾-庫侖準(zhǔn)則。

試驗(yàn)巷道斷面為矩形，巷道斷面尺寸為5.0m×3.5m （寬×高），沿煤層底板掘進(jìn)，巷道頂板有平均約4 m 的厚頂煤，巷道的基本支護(hù)采用直徑20 mm 的高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿，頂板錨桿長2.4m，間排距為800mm×800mm，兩幫錨桿長2.0m，間排距為750mm×800mm。分別計(jì)算煤柱寬度為5m、7m、9m、11m、13m、15m 時(shí)，巷道圍巖的主應(yīng)力差與主應(yīng)力差極大值的位置和圍巖深度的關(guān)系。模型中煤巖層的具體力學(xué)參數(shù)見表1。

本模擬分別設(shè)置了3 條測(cè)線，1＃測(cè)線位于采空側(cè)幫的中線處，2＃測(cè)線位于頂板中線處，3＃測(cè)線位于回采側(cè)幫中線處，見圖3。

2.3 數(shù)值模擬結(jié)果

材料的屈服與最大剪應(yīng)力有關(guān)，當(dāng)材料中的最大剪應(yīng)力達(dá)到材料的屈服極限時(shí)，材料就屈服破壞，其最大剪應(yīng)力由材料本身的性質(zhì)決定，又稱為最大剪應(yīng)力不變條件。主應(yīng)力差具備了鮮明的物理含義，是材料在載荷作用下彈塑性的表征。其值等于最大主應(yīng)力與最小主應(yīng)力數(shù)值的差值，即可由下式表達(dá)：

式中：σ1——最大主應(yīng)力，MPa；

σ——最小主應(yīng)力，MPa；

σm——主應(yīng)力差，MPa。

通過數(shù)值模擬得到在不同深度、不同煤柱寬度巷道圍巖主應(yīng)力差曲線，見圖4。分析圖4可以得出：

（1）巷道頂板和回采側(cè)煤幫隨著圍巖深度的增加，主應(yīng)力差呈現(xiàn)先增大到峰值點(diǎn)而后減小的趨勢(shì)，最終趨于一定的穩(wěn)定值。頂板主應(yīng)力差穩(wěn)定值隨煤柱寬度的增加而減小，而回采側(cè)煤幫在煤柱寬度為9m 時(shí)主應(yīng)力差最小約為7.2MPa。

（2）不同煤柱寬度的主應(yīng)力差曲線趨勢(shì)大致相同，頂板主應(yīng)力差峰值最大值約25.9 MPa，比回采側(cè)煤幫的33.7 MPa小的多；頂板主應(yīng)力差峰值點(diǎn)位置平均約4.5 m 左右，而回采側(cè)煤幫主應(yīng)力差峰值點(diǎn)位置平均約2.9m。

（3）頂板和回采側(cè)煤幫主應(yīng)力差曲線從巷道邊緣到峰值點(diǎn)后一定距離都有一定的波動(dòng)，但是頂板主應(yīng)力差曲線最大波動(dòng)值 （2.6 MPa）大于回采側(cè)幫 （1.7 MPa）。

（4）頂板隨著煤柱寬度的增加，主應(yīng)力差穩(wěn)定值變小，煤柱寬度越大越利于頂板的控制，回采側(cè)幫當(dāng)煤柱寬度處于9m 時(shí)主應(yīng)力差穩(wěn)定值最小。

圖4 不同煤柱寬度巷道圍巖主應(yīng)力差

在數(shù)值模擬中通過設(shè)置不同寬度煤柱，監(jiān)測(cè)巷道煤柱側(cè)的主應(yīng)力差極大值與極大值位置，得出曲線如圖5所示。

圖5 采空側(cè)主應(yīng)力差峰值與煤柱寬度的關(guān)系

由圖5可以看出：

（1）主應(yīng)力差峰值隨著煤柱寬度的增加先增大后減小，而后趨于穩(wěn)定，在煤柱寬度7 m 時(shí)取得極大值39.3MPa，而煤柱寬度為15m 時(shí)，最小值為29.2 MPa。

（2）主應(yīng)力差極大值距巷道邊緣的距離，隨著煤柱寬度的增加而增加，曲線的斜率先增大后減小，當(dāng)煤柱寬度15m 時(shí)距離最遠(yuǎn)為4.3m。

（3）煤柱寬度9～11 m 時(shí)，主應(yīng)力差極值也不是過大，并且主應(yīng)力差極大值距巷道邊緣的距離較小，處于1.3～2.8m 之間，說明塑性區(qū)的范圍較小。

綜合上述分析可知，煤柱最合適的寬度為9 m，此時(shí)巷道頂板塑性區(qū)深度約5.0～6.5m 之間，由于巷道頂板有4 m 左右的厚頂煤，巷道開采后裂隙發(fā)育，因?yàn)殄^桿長度的限制，不能深入到穩(wěn)定巖層，只能在頂板下部形成承載結(jié)構(gòu)，特別是在采動(dòng)影響階段更可能造成冒頂事故，所以簡(jiǎn)單的依靠錨桿支護(hù)是不能保證巷道大結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。巷道回采側(cè)幫塑性區(qū)深度比巷道頂板弱一些，但也在4m左右，同樣單純的錨桿支護(hù)不能保證幫的穩(wěn)定。

3 工程實(shí)踐

3.1 支護(hù)設(shè)計(jì)

通過對(duì)鶴壁四礦2606綜放面沿空掘巷在煤柱寬度從5m 到15m 變化過程中，巷道圍巖的主應(yīng)力差變化規(guī)律分析，決定采用近期厚煤頂巷道中使用的新型斜拉錨索控制系統(tǒng)加強(qiáng)支護(hù)，此種支護(hù)的優(yōu)越性能夠同時(shí)提供水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力，即雙向施力形成厚度較大的承載層。錨固深度大，錨固點(diǎn)穩(wěn)，能夠把淺部圍巖控制在深部的穩(wěn)定巖層上。在頂板彎曲和下沉過程中，桁架錨索結(jié)構(gòu)的兩幫錨固點(diǎn)內(nèi)移，受力增加較慢，其閉鎖結(jié)構(gòu)可以控制頂板進(jìn)一步變形和防止惡性冒頂事故。設(shè)計(jì)支護(hù)斷面如圖6所示。

頂板支護(hù)：采用?22mm×2400mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，肩角錨桿角度15°，預(yù)緊扭矩不低于250 N·m；每根錨桿使用CK2335 （孔底）和Z2360樹脂藥卷各1支；桁架錨索規(guī)格為?17.8mm×7300mm，鉆孔深度7000 mm，傾角20°，跨度2000 mm，排距1600mm，初次張拉不低于100kN，每根錨索使用CK2335 （孔底）和Z2360樹脂藥卷各1支。

采空側(cè)幫支護(hù)：采用?20mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，肩角、底角錨桿角度分別15°和5°，預(yù)緊扭矩150N·m；每根錨桿使用Z2360樹脂藥卷1支，鋪菱形網(wǎng)；桁架錨索規(guī)格為?17.8 mm×5300 mm，鉆孔深度5000mm，傾角20°，跨度1800mm，排距1600mm，初次張拉不低于100kN，每根錨索使用CK2335（孔底）和Z2360樹脂藥卷各1支。

回采側(cè)幫支護(hù)：只需把采空側(cè)幫的螺紋鋼錨桿換成玻璃鋼錨桿即可，其他支護(hù)參數(shù)與采空側(cè)幫支護(hù)參數(shù)相同。

圖6 巷道支護(hù)斷面圖

3.2 礦壓觀測(cè)

對(duì)巷道進(jìn)行兩個(gè)月的礦壓觀測(cè)，由觀測(cè)結(jié)果可知兩幫相對(duì)移近量為367mm，其中采空側(cè)移近量為215mm，回采側(cè)移近量為152 mm；頂?shù)装逡平繛?75mm，累計(jì)離層量約25mm，錨桿索無拉斷失效現(xiàn)象，取得了良好的支護(hù)效果。

4 結(jié)論

（1）沿空掘巷頂板和回采側(cè)幫隨著圍巖深度的增加，主應(yīng)力差呈現(xiàn)先增大到定值而后減小的趨勢(shì)，頂板主應(yīng)力差峰值小于回采側(cè)主應(yīng)力差峰值，但影響范圍大于回采側(cè)幫。

（2）煤柱主應(yīng)力差峰值隨著煤柱寬度的增加先增大后減小，而峰值位置隨著煤柱寬度的增加向深部轉(zhuǎn)移。

（3）桁架新型支護(hù)控制系統(tǒng)具有雙向施力、錨固點(diǎn)穩(wěn)定、變形閉鎖等優(yōu)點(diǎn)，在厚煤頂巷道中能與高強(qiáng)錨桿配合完好，優(yōu)越性強(qiáng)。

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