傾斜厚煤層沿空掘巷窄煤柱留設(shè)尺寸及圍巖控制技術(shù)研究

孟祥軍，趙鵬翔，王緒友，林海飛，何永琛，寧廷洲，王紅勝

(1.兗礦新疆礦業(yè)有限公司硫磺溝煤礦，新疆 昌吉 831100；2.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，陜西 西安 710054)

0 引 言

新疆煤炭資源總體具有煤層厚、傾角大等特征，是國家能源戰(zhàn)略發(fā)展的重點區(qū)域。目前，新疆井工煤礦大部分工作面都留設(shè)了40 m左右的區(qū)段煤柱來防止相鄰采空區(qū)漏風(fēng)等問題，不僅造成了資源浪費，而且導(dǎo)致其下伏巷道維護困難。窄煤柱沿空掘巷有效緩解了因煤柱引起的頂板下沉，煤幫變形破壞等安全問題[1-3]。

近年來，學(xué)者們針對煤柱合理留設(shè)寬度、應(yīng)力分布及變形破壞特征進行了大量研究[4-7]，張科學(xué)等針對礦井實際情況采用數(shù)值計算、理論分析等方法確定了煤柱留設(shè)寬度，進一步分析了工作面回采對窄煤柱圍巖應(yīng)力變化規(guī)律的影響，提高了煤炭資源回收率[8-9]。王震等以淮南煤礦為試驗原型，采用數(shù)值模擬等方法，模擬了掘進期間不同寬度窄煤柱應(yīng)力、塑性區(qū)以及巷道變形量的分布規(guī)律，并確定適用于該礦的煤柱寬度，為同類型礦井提供一定參考[10]。王紅勝等研究了基本頂斷裂結(jié)構(gòu)形式，建立沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，分析了基本頂斷裂結(jié)構(gòu)對窄煤柱穩(wěn)定性的影響規(guī)律[11]。李堯等通過理論計算獲得了最小煤柱寬度，利用數(shù)值模擬研究了不同條件下圍巖穩(wěn)定性及煤柱承載能力，結(jié)合現(xiàn)場分析結(jié)果，驗證了煤柱留設(shè)寬度的合理性[12]。以上研究表明，煤柱合理留設(shè)寬度能夠提高礦井煤炭資源的回收，針對窄煤柱護巷的研究方法，制定相應(yīng)的圍巖控制技術(shù)方案，能夠進一步保障煤礦及作業(yè)人員的生命財產(chǎn)安全[13-15]。對此，王猛、殷帥鋒等將理論分析與井下試驗相結(jié)合，分析了頂板的非對稱變形破壞特征[16-17]。周鋼等研究了沿空巷道在掘進及回采階段的受力及變形演化機理，提出了沿空掘巷非對稱支護方法，有效減少了巷道兩幫及頂?shù)装遄冃瘟?，達到了良好的支護效果[18]。孫福玉、ZHA、徐青云等通過現(xiàn)場實測、理論分析及數(shù)值計算等方法，研究了綜放工作面煤巷窄煤柱破壞失穩(wěn)等災(zāi)變問題，有效控制了巷道圍巖變形[19-21]。

目前，適用于新疆礦區(qū)傾斜厚煤層窄煤柱護巷的技術(shù)研究相對較少。文中以新疆硫磺溝煤礦(4-5)06工作面為試驗原型，通過建立傾斜厚煤層沿空窄煤柱力學(xué)模型，結(jié)合數(shù)值模擬方法確定了試驗工作面沿空掘巷窄煤柱的留設(shè)寬度并研究了相應(yīng)的圍巖控制技術(shù)，為改善新疆礦區(qū)煤柱傳統(tǒng)留設(shè)尺寸及巷道維護技術(shù)提供一定參考。

1 工程概況

試驗工作面位于新疆昌吉市硫磺溝煤礦主采4-5煤層，厚度5.5～6.8 m，平均厚度6.15 m，工作面煤層傾角24°～30°。4-5煤層比重和硬度中等，性脆，節(jié)理裂隙比較發(fā)育，斷口以參差狀斷口為主，貝殼狀和階梯狀斷口次之，結(jié)構(gòu)多呈條帶狀結(jié)構(gòu)。試驗工作面傾向長度為180 m，走向長度為1 850 m，采取一次采全高后退式回采方法，4-5號煤層頂?shù)装鍘r性參數(shù)見表1。

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)

2 傾斜厚煤層沿空窄煤柱力學(xué)模型

(4-5)04工作面回采后，垂直支承壓力在煤體中的傳播如圖1所示，傳統(tǒng)的應(yīng)力峰值研究認為，側(cè)向支承壓力峰值大小為KγHcosα。L為采空區(qū)側(cè)煤柱內(nèi)支承壓力峰值至采空側(cè)煤壁的水平距離，在塑性區(qū)內(nèi)垂直壓力為σz1，范圍為x0；彈性區(qū)范圍為x1，在彈性區(qū)內(nèi)垂直壓力為σz2，K為應(yīng)力集中系數(shù)，γH為原巖應(yīng)力，α為煤層傾角。

圖1 煤壁側(cè)向支承壓力分布力學(xué)模型Fig.1 Mechanical model of lateral support pressure distribution of coal wall

根據(jù)試驗工作面實際情況，假設(shè)①煤體視為均質(zhì)連續(xù)體；②取整個處于極限強度范圍內(nèi)煤體作為研究對象，研究在平面應(yīng)變情況下進行；③煤體受剪切而發(fā)生破壞，破壞滿足莫爾-庫侖準則[22]。

因為巖體強度大于煤體強度，因此在上覆巖層的重力作用下，煤層變形量大于巖層變形量。故相對于巖層，煤層存在一向外側(cè)運動的趨勢。且受上覆巖層的重力影響，煤體發(fā)生剪切破壞。因此其滿足平面問題微分方程

(1)

最終可以求得極限平衡區(qū)L(塑性區(qū)寬度)側(cè)向支承壓力σz和剪應(yīng)力τzx為

(2)

水平應(yīng)力系數(shù)A是和煤層埋深、孔隙彈性系數(shù)以及孔隙壓力和泊松比有關(guān)[23]，可通過式(3)來確定

(3)

因x=L時，σz=KγHcosα，代入式(1)～(3)可以求得極限平衡區(qū)寬度L為

(4)

通過現(xiàn)場測試可知，煤層厚度為6.15 m，煤層埋深為557 m，根據(jù)式(3)得水平應(yīng)力系數(shù)A為1.2，煤層傾角α為24°，煤層與頂?shù)装鍘r體接觸面內(nèi)摩擦角φ取較軟煤層的一半為12°，剪切應(yīng)力τzx，煤體與頂?shù)装寤泼嫔系恼龖?yīng)力為σy，上工作面回采巷道支護強度為Px。內(nèi)聚力取小于煤體為6.0 MPa，側(cè)向支承壓力集中系數(shù)K為2.5，上覆巖層平均容重為20 kN/m3，巷道埋深H為490 m，上工作面的支護阻力為0.3 MPa，計算得出L為10 m，即(4-5)04工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ逯稻嚯x采空區(qū)邊緣10 m，因此，為避開支承壓力峰值區(qū)的影響，沿空掘巷時合理的煤柱寬度不應(yīng)大于10 m，同時因(4-5)04工作面回采時，下工作面煤壁有一定片幫，另外為了阻擋矸石和防漏風(fēng)的需要，煤柱寬度不應(yīng)小于3 m[24]。因此，合理的煤柱寬度應(yīng)在3～10 m范圍內(nèi)取值。

3 窄煤柱尺寸數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模擬方案設(shè)計

根據(jù)4-5號煤層頂?shù)装鍘r層參數(shù)，采用FLAC3D大型有限差分法軟件建立開挖模型，如圖2所示。

圖2 數(shù)值計算模型Fig.2 Numerical calculation model

計算模型的范圍為170 m×40 m×156 m(X×Y×Z)，共分有201 924個單元，404 656個節(jié)點。該模型側(cè)面限制水平移動，底部固定，模型上表面為應(yīng)力邊界，施加10 MPa的壓力以模擬上覆巖層的自身重力。水平方向的側(cè)應(yīng)力系數(shù)為1.2，荷載大小為12 MPa，材料符合Mohr-Coulomb模型。

根據(jù)上述研究可知，(4-5)04工作面回采后在側(cè)向形成支承壓力影響區(qū)，應(yīng)力峰值為據(jù)采空區(qū)邊緣10 m，合理的煤柱取值范圍為3～10 m，設(shè)計計算8個煤柱方案(3，4，5，6，7，8，9，10 m)，數(shù)值計算時，巷道為無支護狀態(tài)。

同時，由于科室同時接收10名左右的碩士博士研究生輪轉(zhuǎn)，需處理好進修醫(yī)師和碩士博士研究生之間的關(guān)系。一般說來進修醫(yī)師與研究生之間并無理論學(xué)習(xí)上的沖突，而如果安排手術(shù)時出現(xiàn)上臺人數(shù)限制時，由于現(xiàn)階段醫(yī)學(xué)研究生相對更缺乏動手機會，在和進修醫(yī)師溝通后應(yīng)盡量安排研究生上臺，作為教學(xué)干事可提前做好解釋工作。

3.2 窄煤柱應(yīng)力及變形特征分析

3.2.1 回采期間應(yīng)力分布特征

(4-5)04工作面回采期間不同煤柱條件下煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力場分布情況如圖3所示，取巷道兩幫15 m，頂?shù)装?0 m范圍內(nèi)圍巖應(yīng)力場為研究對象。

圖3 回采期間圍巖垂直應(yīng)力場分布(單位：MPa)Fig.3 Distribution of vertical stress field of surrounding rock during mining(Unit:MPa)

(4-5)04工作面回采后，采空區(qū)邊緣煤體在側(cè)向支承壓力作用下，損傷比較嚴重，承載能力較低。因此，(4-5)06工作面軌道順槽開挖后，在煤柱小于4 m時，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力均小于原巖應(yīng)力，煤柱完全進入塑性破壞，如圖3所示，在煤柱寬度為4 m時，煤柱內(nèi)出現(xiàn)較小范圍的穩(wěn)定承載區(qū)，煤柱的穩(wěn)定性得到加強，隨著煤柱寬度的繼續(xù)增大，煤柱內(nèi)穩(wěn)定區(qū)域不斷擴展，煤柱的承載能力也不斷得到加強，實體煤幫應(yīng)力集中范圍也不斷減小，兩幫逐漸實現(xiàn)均勻承載。不同煤柱寬度條件下，沿空掘巷兩幫圍巖應(yīng)力向頂?shù)装遛D(zhuǎn)移，從而造成巷道頂?shù)装鍛?yīng)力集中；隨著煤柱寬度的增加，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力由對稱型逐漸變?yōu)槠d型，即垂直應(yīng)力向鄰近采空區(qū)方向偏移。

圖4 回采期間煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布圖Fig.4 Vertical stress distribution in coal pillar during mining

為具體了解煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布特征，在煤柱幫中線沿傾斜方向設(shè)置一條測線，煤柱幫內(nèi)各點垂直應(yīng)力分布如圖4所示?？梢钥闯觯好褐鶎挾葹? m時，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力均低于原巖應(yīng)力，煤柱承載能力較差；煤柱寬度為4～5 m時，煤柱內(nèi)存在有效的承載區(qū)域，煤柱垂直應(yīng)力基本對稱分布于煤柱中心；煤柱寬度為6～10 m時，煤柱垂直應(yīng)力峰值隨著煤柱寬度增加而增加，且應(yīng)力峰值逐漸向鄰近采空區(qū)偏移，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力不對稱性逐漸顯現(xiàn)。其中，在煤柱寬度為8 m時，垂直應(yīng)力峰值達到最大，為4.16 MPa。

3.2.2 沿空掘巷煤柱合理寬度對巷道變形的影響

通過數(shù)值計算，得到回采期間不同煤柱條件下煤柱內(nèi)水平位移場分布情況，如圖5所示。煤柱寬度為3 m時，頂?shù)装逡平咳愿哌_1 008.5 mm，兩幫位移量高達1 109.3 mm；煤柱寬度為4～5 m時，圍巖表面位移相對較小，煤柱整體變形不明顯，煤柱內(nèi)穩(wěn)定區(qū)域增加；煤柱寬度為6～8 m時，煤柱內(nèi)存在穩(wěn)定區(qū)域且隨著煤柱寬度的增大而增大，兩幫水平位移差不斷減小，但圍巖整體變形量不斷增加；煤柱寬度為9～10 m時，圍巖變形量隨著煤柱寬度的增大而減小，由于垂直應(yīng)力峰值達到煤體的抗壓強度，隨著煤柱寬度的繼續(xù)增大，煤柱穩(wěn)定性降低，煤柱應(yīng)力集中程度降低，圍巖變形緩慢。

圖5 回采期間圍巖水平位移場分布(單位：mm)Fig.5 Distribution of horizontal displacement field of surrounding rock during mining(Unit:mm)

圖6 回采期間煤柱內(nèi)水平位移分布Fig.6 Horizontal displacement distribution in coal pillar during mining

為了解煤柱幫水平位移分布規(guī)律，分析煤柱穩(wěn)定性，繪制不同寬度煤柱水平位移變化曲線，由圖6可以看出，煤柱內(nèi)水平位移由煤幫表面向采空區(qū)方向，在“近零位移”區(qū)域之前，基本呈不斷增長的變化趨勢，且增長幅度逐漸減小。隨后也同樣呈不斷增長的變化趨勢，但增長幅度逐漸加快。隨著煤柱寬度的增大，煤柱幫表面位移不斷增大，但煤柱向采空區(qū)側(cè)移近量基本不變。煤柱寬度為3 m時，煤柱進入塑性破壞狀態(tài)，不存在穩(wěn)定區(qū)域；煤柱寬度為4～5 m時，煤柱零位移點附近圍巖水平位移基本無明顯變化，煤柱內(nèi)“近零位移”區(qū)域增大；煤柱寬度為6～10 m時，在“近零位移”區(qū)域，煤柱內(nèi)水平位移分布規(guī)律和大小基本相同，并不是在同一位置，水平位移不斷減小。隨著煤柱寬度進一步擴大，煤柱內(nèi)穩(wěn)定承載區(qū)域的傾斜分力大于煤體間的摩擦力時，煤柱發(fā)生剪切破壞。繼續(xù)增大煤柱寬度，煤柱的有效穩(wěn)定承載區(qū)域并沒有增長。

煤柱寬度的確定應(yīng)綜合考慮(4-5)04工作面回采后側(cè)向支承壓力分布、煤柱幫應(yīng)力及位移分布以及巷道變形3個方面：①應(yīng)避開側(cè)向支承壓力集中區(qū)，合理的煤柱寬度應(yīng)小于峰值應(yīng)力所在位置，即距離采空區(qū)邊緣10 m；②回采期間，在煤柱寬度為3 m時，煤柱完全進入塑性破壞狀態(tài)，承載能力低，沒有穩(wěn)定承載區(qū)域；煤柱寬度為4～5 m時，煤柱塑性區(qū)中心圍巖應(yīng)力有向底板轉(zhuǎn)移的趨勢，煤柱內(nèi)穩(wěn)定區(qū)域增勢明顯，煤柱的垂直應(yīng)力峰值減小，有效承載寬度不變；煤柱寬度為6～10 m時，由于煤柱中心塑性區(qū)逐漸減小，煤柱應(yīng)力向兩幫轉(zhuǎn)移，增加了巷道支護壓力；③隨著煤柱寬度的增大，底鼓量和實體煤幫移近量變化較小，頂板下沉量明顯存在拐點，在煤柱寬度小于7 m時呈線性增長，大于7 m后，呈線性減小。根據(jù)上述內(nèi)容，考慮采空區(qū)積水、瓦斯的影響，以及煤炭資源回采率與巷道支護壓力，確定合理的煤柱寬度為4～5 m。

4 現(xiàn)場工業(yè)性試驗

4.1 礦壓監(jiān)測結(jié)果分析

4.1.1 沿空掘巷巷道表面位移

(4-5)06工作面巷道表面位移測站位置見表2，變化曲線如圖7、圖8所示。

表2 表面位置測站布置

圖7 兩幫變形曲線Fig.7 Deformation curves of the two sides of the roadway

圖8 頂板變形曲線Fig.8 Deformation curves of the roof

沿空掘巷4 m煤柱時，在正常地質(zhì)段，兩幫及頂?shù)装遄冃屋^小，窄煤柱留設(shè)寬度合理。測點4，5位于地質(zhì)構(gòu)造淋水段，巷道兩幫、頂?shù)装遄冃尉^大，兩幫變形最大為777 mm，頂?shù)装逡平孔畲鬄?50 mm，因此，在過地質(zhì)構(gòu)造淋水段時，要加強支護。

4.1.2 錨桿(索)托錨力監(jiān)測

錨桿(索)托錨力監(jiān)測如圖9所示。實體煤幫錨桿及頂錨索普遍承受高應(yīng)力作用，這是因為窄煤柱承載能力低，上覆巖層壓力主要由實體煤幫承擔，錨桿承受載荷在180～230 kN之間變化，錨索承受載荷在180～280 kN之間變化，而實體煤幫KMG 500材質(zhì)錨桿的具體參數(shù)見表3，因此，采用直徑20 mm的錨桿時，部分幫角錨桿發(fā)生破斷，如圖9(a)、(f)所示。按國標GB/T 5224—2014，直徑22 mm，強度級別1860的錨索破斷載荷為448.6 kN，錨索仍有較大承載空間。

表3 KMG 500錨桿破斷載荷

綜上所述，沿空掘巷實體煤幫和頂板錨桿、錨索承受較大的壓力，部分實體煤幫幫角錨桿發(fā)生破斷，錨索仍有較大承載空間，在地質(zhì)構(gòu)造、淋水段，巷道圍巖變形嚴重，需在此段加強支護，并提高幫角錨固體的承載性能。

圖9 錨桿(索)托錨力監(jiān)測Fig.9 Monitoring of anchor force

4.2 支護參數(shù)優(yōu)化方案

根據(jù)礦壓監(jiān)測結(jié)果及沿空巷道窄煤柱留設(shè)寬度研究結(jié)果，結(jié)合礦井實際地質(zhì)條件，進一步優(yōu)化了錨桿支護參數(shù)：①提高實體煤幫角錨固體性能；②加強預(yù)應(yīng)力施工管理；③采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。最終確定(4-5)06工作面軌道順槽的錨桿支護參數(shù)為：確定選用材質(zhì)強度為KMG 500的高強高預(yù)應(yīng)力錨桿，實體煤幫角錨桿直徑為22 mm，破斷載荷提高23.46%，有效減少錨桿破斷現(xiàn)象，錨桿的預(yù)緊力設(shè)計為70 kN，螺母扭矩為400 N·m。全斷面由鋼筋金屬網(wǎng)進行防護，托盤的規(guī)格根據(jù)現(xiàn)場的實際情況進行調(diào)整。在頂板處，設(shè)定每排6根錨桿，錨桿均為直徑22 mm,長度2 200 mm的高強度錨桿，錨固采用樹脂藥卷錨固；而對于兩幫的支護，選擇每排每幫4根錨桿，錨桿均為直徑22 mm，長度2 200 mm的高強度錨桿，采用樹脂藥卷錨固。錨索排距為1 600 mm，每2排錨桿打5根長錨索，每2排錨桿實體煤幫角打1根短錨索。具體布置如圖10所示。

圖10 錨桿支護斷面圖(單位：mm)Fig.10 Sectional view of anchor support(Unit:mm)

4.3 支護優(yōu)化效果分析

在支護優(yōu)化前，沿空掘巷兩幫變形量最大為777 mm，頂板移進量最大為550 mm，支護方案優(yōu)化后，巷道變形有明顯改進，兩幫及頂板移進量下降50%～80%，在煤礦開采活動中觀測發(fā)現(xiàn)圍巖控制效果良好，未發(fā)現(xiàn)煤柱及底板顯著變形，實現(xiàn)了傾斜厚煤層沿空掘巷非對稱變形較好的控制，為安全生產(chǎn)提供了一定的保證。圖11為之后優(yōu)化前和支護優(yōu)化后巷道圍巖變形情況。

圖11 支護優(yōu)化前后巷道變形對比圖Fig.11 Comparison of roadway deformation before and after support optimization

5 結(jié) 論

1)根據(jù)試驗工作面的工程概況建立傾斜厚煤層沿空窄煤柱力學(xué)模型，研究發(fā)現(xiàn)窄煤柱應(yīng)避開側(cè)向支承壓力集中區(qū)，合理的煤柱寬度應(yīng)小于峰值應(yīng)力所在位置，即距離采空區(qū)邊緣10 m。考慮到相鄰工作面的實際情況，計算得到了沿空掘巷時煤柱合理留設(shè)范圍在3～10 m。

2)回采期間，在煤柱寬度小于4 m時，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力變化不大，圍巖整體變形較小，煤柱完全進入塑性破壞狀態(tài)，承載能力低，沒有穩(wěn)定承載區(qū)域。在煤柱寬度大于4～5 m時，煤柱內(nèi)存在“近零位移”區(qū)域，煤柱幫承載能力較強.隨著煤柱寬度的不斷增大，煤柱內(nèi)“近零位移”區(qū)域不斷增大，由于煤柱中心塑性區(qū)逐漸減小，煤柱應(yīng)力向兩幫轉(zhuǎn)移，增加了巷道支護壓力，最終確定煤柱合理留設(shè)寬度為4～5 m。

3)礦壓監(jiān)測結(jié)果表明，巷道頂板及兩端存在明顯變形，結(jié)合沿空巷道合理留設(shè)寬度研究結(jié)果，優(yōu)化原有錨桿支護參數(shù)，穩(wěn)定加強了預(yù)應(yīng)力施工管理，巷道變形有明顯改進，實現(xiàn)了傾斜厚煤層沿空掘巷非對稱變形較好的控制。