近距離采空區(qū)下砂巖頂板沿空留巷承載力學模型構建及工程試驗

廉常軍

（中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400037）

0 引言

研究及實踐表明，沿空留巷可以解決以下問題：構建Y形通風，防治工作面上隅角瓦斯超限；不留煤柱，避免頂底板應力集中；重復使用，緩解采掘接替矛盾［1-3］。沿空留巷技術在淮南、陽泉、晉城等高瓦斯突出礦區(qū)應用較為普遍。

頂板近距離煤層采動作用下，煤層間巖層遭到采動破壞［4］，在此巖層下布置沿空留巷，頂板是否具備足夠的承載能力，沿空留巷的圍巖結構如何承載周圍應力，沿空留巷圍巖受到采動影響是否能夠保持穩(wěn)定。筆者以云南省某煤礦110304工作面回風巷沿空留巷為工程背景，針對上述問題進行研究。

1 試驗工作面地質條件

云南省某煤礦110304工作面回風巷埋深為320 m，開采C3煤層，工作面上方4 m處是C2煤層的采空區(qū)，煤層間巖層為粉砂巖，煤層平均傾角6°。C2煤層平均厚度1.85 m，直接頂為炭質泥巖、平均厚度2.40 m，基本頂為中粒砂巖、平均厚度3.2 m；C3煤層平均厚度1.65 m，直接底為粉砂巖，平均厚度4.1 m。110304工作面平面布置圖如圖1所示，圖內含110304工作面回風巷頂底板煤巖層剖面圖。

圖1 110304工作面布置圖

2 近距離采空區(qū)下砂巖頂板破壞特征探測

C2煤層回采期間，其底板巖層受到超前支承應力增壓、前方采空區(qū)卸載降壓、后方采空區(qū)充填壓實的動態(tài)影響，發(fā)生一定深度的剪切滑移破壞，這一過程類似于地基基礎的破壞形式［5］。本研究采用JL-IDOI（D）智能鉆孔三維電視成像儀對C2煤層回采前后其底板巖層的結構破壞情況進行探測，具體情況如下。

在C2煤層回采前、后，打鉆并使用成像儀對C2煤層與C3煤層之間的巖層進行探測發(fā)現：C2煤層回采前，層間巖層完整性較高，任1 m厚的巖層中含有裂隙2~5條，穿層裂隙占比不超過20%，且裂縫處于閉合狀態(tài)；C2煤層回采后，層間巖層次生裂隙發(fā)育，完整性變差，任1 m厚的巖層中含有裂隙8~14條，穿層裂隙占比超過75%，且裂隙大多處于張開狀態(tài)，裂隙寬度為1.4~5.5 mm。

綜合以上研究發(fā)現：①C2煤層的采動作用，對底板巖層的破壞深度為7.6 m，而C2、C3煤層之間的巖層厚度僅為4.0 m，造成煤層間巖層的顯著破壞；②煤層間巖層受到C2煤層采動破壞，次生裂隙以穿層裂隙為主，巖層沿橫向基本保持完整狀態(tài)、沿縱向被分割成塊狀，巖層整體上以塊狀咬合形式存在；③塊狀咬合是一種相對穩(wěn)定的結構形態(tài)，其接受外來載荷時可以將其轉化成巖塊間的壓應力并在巖塊接觸面產生摩擦力，維持穩(wěn)定狀態(tài)、產生較強的承載能力［6-7］。

3 沿空留承載力學模型構建及充填體寬度計算

3.1 沿空留巷上覆巖層活動特征分析

C2、C3煤層間巖層受到C2煤層采動破壞影響，處于塊狀咬合狀態(tài)，C3煤層采煤面移架后即和上部C2煤層冒落帶松散矸石同步垮落，形成不規(guī)則冒落帶；上位裂隙帶鉸接梁失去矸石支撐，失穩(wěn)垮冒，形成規(guī)則冒落帶；兩者共同構成C3煤層冒落帶，充滿采空區(qū)，支撐更上位的基本頂形成新的砌體梁鉸接結構。由于新的基本頂距離C3煤層較遠，破斷載荷傳遞過程中被冒落帶矸石層吸收，工作面支架和沿空留巷支護體受周期來壓影響緩和，基本上處于靜載狀態(tài)。

C3煤層開采后，重新形成新的采空區(qū)冒落帶和采空區(qū)裂隙帶，依據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》［8］和關鍵層分層理論［9］，結合某煤礦煤系巖層柱狀圖進行分析計算，最終確定新冒落帶高度為13.6 m，新裂隙帶高度為38.7 m。

3.2 沿空留巷承載力學模型構建及充填體寬度計算

上覆巖層歷經C2煤層和C3煤層兩次采動作用，冒落帶發(fā)育充分，矸石碎脹充滿采空區(qū)；C3煤層采空區(qū)新砌體梁受矸石支撐充分，不易發(fā)生二次破斷，鉸接自承載能力強，沿空留巷頂板主要承受上覆新冒落帶軟弱巖層自重載荷，靜載特征明顯。依據沿空留巷上覆巖層活動特征及力學傳遞形態(tài)，構建塊狀咬合狀態(tài)頂板沿空留巷承載力學模型如圖2所示。

圖2 近距離采空下砂巖頂板沿空留巷承載力學模型

模型中：q為沿空留巷上覆載荷巖層單位長度自重，N；Pq為巷旁充護體支護阻力，N；qy為沿空留巷實煤體幫支撐應力，N；x0為沿空留巷實煤體幫極限平衡區(qū)寬度，m；c為沿空留巷寬度，m；d為巷旁充護體寬度，本次使用高水材料充填體，m。對模型做如下簡化：①煤層水平賦存；②沿空留巷上覆載荷q等同C3煤層開采后新裂隙帶高度范圍內巖層單位長度自重；③忽略新裂隙帶巖層受鉸接支撐作用。

式中：k0為沿空留巷載荷動載系數；C0、φ0為煤層與頂底板巖層交界面的黏聚力和內摩擦角，MPa、°；Px為支架對煤幫的支護阻力，MPa；A為測壓系數；m為上下煤層累計采高，m；r為上覆巖層平均容重，MN/m3；k為應力集中系數；HL為開采深度，m。

某煤礦的各參數為：k0為1.2，C0為0.1 MPa，φ0為18°，Px為0.042 9 MPa，A為0.3，m為3.5 m，r為0.025 MN/m3，k為2.0，HL為320 m；將上述參數代入式（1）（2），得到：Pq=6.4d+3.48；由中k1為充填體強度降低系數，取0.85，σ為高水材料抗壓強度，取9.3 MPa，求得d大于1.89 m。

3.3 沿空留巷承載力學結構變形破壞特征模擬研究

依據某煤礦110304工作面回風巷生產地質條件，建立FLAC3D數值模型，對沿空留巷采用1.89 m寬的巷旁充填體時，對沿空留巷受到一次采動影響后圍巖垂直應力分布特種及變形分布特征進行研究，模擬結果如圖3、圖4所示。

由圖3、圖4可知：①沿空留巷受一次采動影響后，圍巖基本保持穩(wěn)定狀態(tài)，1.89 m寬的充填體中間分布有一個顯著的應力集中區(qū)，這說明充填體處于彈性承載狀態(tài)，未發(fā)生塑性破壞，頂板在塊狀咬合作用下保持穩(wěn)定，體現出較強的承載能力。②沿空留巷底板鼓起量達到620 mm，頂板下沉量為190 mm，底板鼓起量是頂板下沉量的3.26倍，底板破壞比較嚴重，生產過程中需要采用合理的支護方式來強化底板支護，同時還要兼顧到二次采動作用期間底板臥底作業(yè)。

圖3 沿空留巷受一次采動影響穩(wěn)定后圍巖中垂直應力分布圖

圖4 沿空留巷受一次采動影響穩(wěn)定后圍巖變形曲線圖

3.4 巷旁充填體寬度確定

理論計算得到充填體寬度應為1.89 m；數值模擬研究表明：1.89 m寬的充填體在受到一次采動影響穩(wěn)定后仍然處于彈性承載狀態(tài)，未發(fā)生塑性破壞，巷道圍巖保持較好的穩(wěn)定狀態(tài)。1.89 m寬的充填體是滿足使用要求的，為了方便現場工程管理和提高充填體的可靠性，本研究確定充填體最終寬度為2.0 m。

4 效果考察

某煤礦110304工作面回風巷斷面尺寸為4.0 m×2.5 m（寬×高），采用高水性材料構筑沿空留巷巷旁充填體，充填體寬2.0 m、高2.5 m。構架充填體模板時，起除模板下方淺部破碎底板，安裝對拉錨桿，并配合安裝托盤、鋼帶和金屬網等護表構件來增強充填體強度和剛度，錨桿間排距為0.7 mm×0.7 mm。

圖5為110304工作面回風巷沿空留巷受一次采動影響穩(wěn)定后圍巖變形曲線。

圖5 110304工作面回風巷沿空留巷圍巖變形曲線

由圖5可知：①沿空留巷圍巖變形平穩(wěn)增加，沒有發(fā)生突變；到工作面后方120 m左右圍巖變形趨于穩(wěn)定，穩(wěn)定后兩幫移近量為410 mm，頂底板移近量為796 mm；②沿空留巷頂底板移近量以底鼓量為主，底鼓量占頂底板移近量的75%，兩幫變形量以充填體幫變形為主，充填體幫形量占兩幫移近量的64%；③工程試驗表明二次回采之前，去除500.0 mm厚的底板，同時對頂板進行補強支護，即可使沿空留巷滿足二次回采需求。

5 結論

①C2煤層回采造成煤層間巖層縱向次生裂隙發(fā)育，煤層間巖層呈塊狀咬合狀態(tài)。

②構建沿空留巷承載力學模型，計算得到充填體寬度為1.89 m，最終確定充填體寬度為2.0 m。

③工程試驗表明：近距離采空區(qū)下砂巖頂板沿空留巷圍巖變形平穩(wěn)，兩幫移近量為410 mm，頂底板移近量為796 mm，沿空留巷圍巖控制效果較為理想。