胡 濱，王志超，張 曉

(1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013;2.煤炭科學(xué)研究總院有限公司 開采研究分院，北京 100013;3.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013)

0 引 言

目前國內(nèi)外高產(chǎn)高效綜采工作面正向大型化、設(shè)備重型化方向發(fā)展，隨著綜采設(shè)備數(shù)量、使用范圍的不斷加大，工作面設(shè)備回撤頻率也不斷提高，因此，工作面設(shè)備的安全、快速回撤是現(xiàn)代化大型礦井能否實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)、高效的關(guān)鍵影響因素之一[1-3]?，F(xiàn)有綜采工作面回撤技術(shù)主要分為自割回撤通道和預(yù)掘回撤通道2種[4-5]。自割回撤通道技術(shù)是在采煤機(jī)自割通道基礎(chǔ)上加強(qiáng)頂板鋪網(wǎng)管理的一種傳統(tǒng)搬家方法，而預(yù)掘回撤通道則是在回采工作面終采線處預(yù)先掘出一條或多條平行于回采工作面的輔助巷道，以達(dá)到快速搬家的目的[6-9]，預(yù)掘回撤通道因其可提前成巷或與工作面采煤作業(yè)平行掘進(jìn)、支護(hù)質(zhì)量較可靠等優(yōu)勢逐步推廣開來。預(yù)掘回撤通道支護(hù)系統(tǒng)可簡單分解為內(nèi)部支護(hù)和外部支護(hù)2部分[10-11]，內(nèi)部支護(hù)部分是指由錨桿、錨索、護(hù)表構(gòu)件等組成的支護(hù)系統(tǒng)，在采煤工作面遠(yuǎn)離預(yù)掘回撤通道期間，主要靠內(nèi)部支護(hù)系統(tǒng)維護(hù)回撤通道穩(wěn)定性；外部支護(hù)部分主要包括木垛、單體支柱、垛式支架或混凝土支柱等，當(dāng)工作面回采至終采線進(jìn)行末采貫通時，需要靠外部支護(hù)部分協(xié)助原有錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)來控制回撤通道變形量以保證綜采設(shè)備的安全正?；爻贰Ｔ诿绹?、澳大利亞井工煤礦中以混凝土支柱作為工作面末采外部支護(hù)手段應(yīng)用較為廣泛。美國Beth 礦山能源公司于1988年首次試驗(yàn)采用混凝土支柱作為預(yù)掘回撤通道外部支護(hù)方式研究，提出了混凝土支柱支護(hù)強(qiáng)度的設(shè)計標(biāo)準(zhǔn)[1-2]；文獻(xiàn)[12-14]在Emerald煤礦進(jìn)行了工作面回采期間回撤通道變形和各支護(hù)體的受力監(jiān)測，指出外部支護(hù)設(shè)計關(guān)鍵參數(shù)是支柱殘余承載能力；TADOLINI等[12]研究評價了混凝土支柱強(qiáng)度和剛度對錨桿支護(hù)系統(tǒng)的影響，指出支柱間距應(yīng)該根據(jù)回撤通道的寬度和覆巖深度來確定。國內(nèi)學(xué)者一般將混凝土支柱作為巷旁補(bǔ)充支護(hù)體，如文獻(xiàn)[15]指出古全忠曾在棗泉煤礦工作面回風(fēng)巷采用瑞米支柱(混凝土支柱)配以工字鋼和圓木點(diǎn)柱進(jìn)行巷道修復(fù)支護(hù)工作；文獻(xiàn)[16-17]拓展了鋼管混凝土支柱作為沿空留巷巷旁支護(hù)體的應(yīng)用研究；文獻(xiàn)[18]在檸條塔煤礦、榆家梁煤礦進(jìn)行了柔?；炷林е乜樟粝锏墓I(yè)性試驗(yàn)，形成了泵注混凝土支柱的成套工藝，但尚未有將混凝土支柱作為工作面末采期間主回撤通道外部支護(hù)手段的應(yīng)用研究。

為進(jìn)一步提高國內(nèi)煤礦綜采工作面末采回撤速度、降低搬家費(fèi)用，筆者在理論計算、數(shù)值模擬進(jìn)行支柱支護(hù)參數(shù)選擇基礎(chǔ)上，以何家塔煤礦50103工作面為工程背景，進(jìn)行混凝土支柱與錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)在工作面末采中的應(yīng)用研究，為類似條件下工作面設(shè)備回撤提供工程借鑒。

1 工程概況

何家塔煤礦為低瓦斯礦井，煤層易自燃、具有爆炸危險性[11]。井下50103工作面傾向長度約245 m，走向長度約3 560 m，煤層傾角1°～5°，屬于近水平煤層，該煤層呈條帶狀結(jié)構(gòu)，節(jié)理裂隙不發(fā)育，平均厚度約3.2 m，埋深約180 m。直接頂以中等穩(wěn)定的中粗粒砂巖為主，局部夾矸為零星泥巖；基本頂以厚度、強(qiáng)度較大的粉砂巖、細(xì)砂巖為主；直接底以砂質(zhì)泥巖、泥巖為主，遇水軟化強(qiáng)度降低。該煤層頂板較堅(jiān)硬，預(yù)計為基本頂來壓強(qiáng)烈的Ⅲ級頂板。經(jīng)現(xiàn)場原巖應(yīng)力測試，礦區(qū)最大水平主應(yīng)力為10.03～11.86 MPa，方向大致為NWW，最小水平主應(yīng)力為5.44～6.20 MPa，垂直主應(yīng)力為4.66～4.74 MPa，水平應(yīng)力明顯大于垂直應(yīng)力，整個礦區(qū)以構(gòu)造應(yīng)力場為主，屬于中等應(yīng)力區(qū)。

2 預(yù)掘回撤通道支護(hù)設(shè)計

主回撤通道設(shè)計掘進(jìn)斷面為矩形，掘進(jìn)寬度5.0 m，掘進(jìn)高度3.2 m，采用錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)?；爻吠ǖ理敯宀捎靡?guī)格?18 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距為1 300 mm×1 000 mm，樹脂加長錨固，預(yù)緊轉(zhuǎn)矩為120 N·m，配套鋼筋梯梁、雙層菱形金屬網(wǎng)支護(hù)；錨索規(guī)格為?22 mm×6 300 mm呈三花布置，間排距為2 000 mm×2 000 mm，樹脂加長錨固，錨固力不低于200 kN。幫部采用非對稱支護(hù)方式，回采側(cè)煤幫不支護(hù)，煤柱側(cè)幫每排布置3根型號?18 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，預(yù)緊轉(zhuǎn)矩為100 N·m，間排距為1 300 mm×1 000 mm，樹脂加長錨固，配套單層菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫，具體支護(hù)形式如圖1所示。

圖1 主回撤通道支護(hù)參數(shù)

3 混凝土支柱支護(hù)技術(shù)方案選擇

3.1 混凝土支柱支護(hù)參數(shù)理論計算

傳統(tǒng)礦壓理論一般按照4～8倍工作面采高估算頂板壓力，在周期來壓不明顯時選用低倍數(shù)，在周期來壓較劇烈時選用高倍數(shù)[15]。50103工作面煤層上覆巖層頂板較堅(jiān)硬，預(yù)計為基本頂來壓強(qiáng)烈的Ⅲ級頂板，因此按照8倍采高估算工作面支護(hù)強(qiáng)度：

P=8ahr=8×2×3.2×27=1.38 MPa

(1)

式中：P為估算工作面支護(hù)強(qiáng)度，MPa；a為安全系數(shù)，取2；h為工作面采高，m；r為頂板巖石平均容重，取27 kN/m3。

煤礦原50102工作面主回撤通道外部支護(hù)選用68臺型號ZD9000/17/35、工作阻力為9 000 kN的垛式支架，配套使用1 040根型號DW35-200/100、額定工作阻力200 kN的外注式單體液壓支柱，回撤通道長245 m，寬5 m，計算整體外部支護(hù)強(qiáng)度約為：

P=(9 000×68+200×1 040)/(245×5)=0.67 MPa

(2)

參考理論計算結(jié)果設(shè)計混凝土支柱對頂板支護(hù)強(qiáng)度為2 MPa，擬采用強(qiáng)度等級C30、直徑800 mm混凝土支柱替代垛式支架進(jìn)行支護(hù)，取其在井下正常養(yǎng)護(hù)條件下抗壓強(qiáng)度為25 MPa，單根混凝土支柱能提供約12×106N支撐力，計算混凝土支柱數(shù)量為：

m=PS/T=2×106×245×5/(12×106)=208個

(3)

式中：m為計算混凝土支柱數(shù)量，個；S為回撤通道巷道頂板面積，m2；T為單根混凝土支柱可提供支撐力，N。

本次為混凝土支柱作為回撤通道外部支護(hù)系統(tǒng)的初次井下工程應(yīng)用，考慮安全系數(shù)后設(shè)計布設(shè)250個直徑800 mm混凝土支柱。為避免混凝土支柱發(fā)生脆性破壞，在混凝土支柱頂部與回撤通道頂板之間預(yù)留200～300 mm接頂空間并填塞高密度板和化學(xué)注漿充填袋，通過高密度板受壓變形可以有效緩沖頂板下沉壓力以保持支柱完整性。

3.2 混凝土支柱布置方式的數(shù)值模擬分析

采用FLAC3D進(jìn)行不同混凝土支柱布置方案的模擬分析，模型尺寸為400 m×300 m×200 m，其中沿工作面傾向長度400 m，沿工作面走向長度300 m，沿煤巖層高度方向200 m，模型共劃分198 576個單元、199 282個節(jié)點(diǎn)，主輔回撤通道開挖斷面為5 m×3.2 m。數(shù)值計算選用摩爾-庫侖本構(gòu)模型，模型邊界條件取為：四周采用鉸支，底部采用固支，上部為自由邊界。根據(jù)地質(zhì)力學(xué)測試結(jié)果確定數(shù)值模型應(yīng)力條件為：垂直應(yīng)力為4.7 MPa，最大水平應(yīng)力為 10.5 MPa，方向 N55°W。煤巖體物理力學(xué)參數(shù)見表1，本方案共模擬了4種不同的混凝土支柱布置方式，方案1：排距1.8 m，間距1.8 m；方案2：排距2 m，間距1.8 m；方案3：排距2.2 m，間距1.8 m；方案4：排拒2 m，間距2.4 m。4種布置方案中靠工作面?zhèn)戎еc煤壁的距離均為500 mm，數(shù)值計算模型如圖2所示，煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表1。

圖2 數(shù)值計算模型

工作面回采過程破壞了煤場原有應(yīng)力平衡狀態(tài)，引起煤體內(nèi)部應(yīng)力的重新分布，在工作面前方出現(xiàn)超前支承壓力，形成采動應(yīng)力場。當(dāng)工作面回采至距主回撤通道10 m時，圍巖應(yīng)力分布如圖3所示，工作面前方及主輔回撤通道之間聯(lián)巷兩側(cè)煤體均出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，最大垂直應(yīng)力達(dá)到14.58 MPa，此時作為主回撤通道內(nèi)部支護(hù)系統(tǒng)的錨桿、錨索及其護(hù)表構(gòu)件發(fā)揮支護(hù)作用，抵抗頂板在超前支承壓力下的下沉變形；當(dāng)頂板繼續(xù)下沉使得高密度板出現(xiàn)受壓變形時，頂板荷載進(jìn)一步傳遞到混凝土支柱上，支柱開始發(fā)揮支撐作用。不同間排距布置方式下，混凝土支柱承受的載荷也不同。不同布置方案下模擬結(jié)果顯示混凝土支柱受到的垂直應(yīng)力分別為5.82、7.00、7.67、6.42 MPa(圖4)，靠近工作面?zhèn)戎е怪睉?yīng)力比遠(yuǎn)離工作面?zhèn)鹊拇? MPa左右，總體而言混凝土支柱承受載荷不大，能夠滿足回撤通道支護(hù)穩(wěn)定性要求。

圖3 模擬后的圍巖垂直應(yīng)力分布

圖4 模擬后的混凝土支柱垂直應(yīng)力分布

工作面與主回撤通道完全貫通后混凝土支柱出現(xiàn)明顯應(yīng)力集中現(xiàn)象(圖5—圖7)，靠近回采工作面?zhèn)戎е猩喜砍尸F(xiàn)明顯壓應(yīng)力集中區(qū)，而遠(yuǎn)離工作面?zhèn)然炷林е鶋簯?yīng)力顯現(xiàn)值略小。圖6中4種不同布置方案下混凝土支柱受到的最大壓應(yīng)力分別為28.26、28.85、29.63和30.45 MPa。從支柱拉應(yīng)力分布云圖來看，遠(yuǎn)離工作面?zhèn)然炷林е胁课恢檬艿嚼瓚?yīng)力作用，圖7中4種不同布置方案下支柱受到的最大拉應(yīng)力分別為0.41、0.48、0.56和0.60 MPa?？梢?，混凝土支柱布置方式不同，支柱承受工作面頂板破斷向采空區(qū)回轉(zhuǎn)過程中傳導(dǎo)的載荷也不同。方案設(shè)計采用混凝土強(qiáng)度等級為C30，而在方案3、4布置方案下支柱承受最大壓應(yīng)力值已接近或超過混凝土抗壓強(qiáng)度峰值，支柱易發(fā)生破壞失穩(wěn)；同時混凝土支柱為剛性體，受較高拉應(yīng)力會導(dǎo)致柱體內(nèi)部弱面(如水泥與石子接觸面)發(fā)生相對滑移變形而使支柱削弱或失去承載能力，故從應(yīng)力角度分析方案1、2更優(yōu)。混凝土支柱塑性破壞區(qū)分布顯示(圖8)，支柱受力超過峰值后會出現(xiàn)不同程度塑性變形，尤其是支柱接頂板、接底板部分段更易出現(xiàn)剪切變形破壞。布置方式不同，支柱承受頂板載荷而發(fā)生塑性破壞的區(qū)域分布也不同，靠近工作面?zhèn)戎е径及l(fā)生不同程度塑性破壞，而遠(yuǎn)離工作面?zhèn)戎е苌侔l(fā)生塑性變形。方案1布置下僅在靠近主輔回撤通道聯(lián)巷附近支柱頂部出現(xiàn)少量剪切破壞；方案2布置下靠工作面?zhèn)戎е捉翘幒涂拷?lián)巷處柱體頂部出現(xiàn)少量塑性破壞；方案3布置下靠工作面?zhèn)然炷林е捉翘幒晚敳烤霈F(xiàn)剪切破壞，而遠(yuǎn)離工作面?zhèn)戎е辉陧敳砍霈F(xiàn)少量剪切破壞；方案4布置下靠近工作面?zhèn)戎е敳亢偷撞烤霈F(xiàn)一定程度拉伸、剪切破壞，而遠(yuǎn)離回采工作面?zhèn)戎е疚窗l(fā)生破壞，分析認(rèn)為是由于靠近工作面?zhèn)戎е惺芰四┎善陂g頂板破斷回轉(zhuǎn)產(chǎn)生的大部分載荷而遠(yuǎn)離工作面?zhèn)戎е袚?dān)載荷較少的緣故。對比發(fā)現(xiàn)方案1、2塑性破壞區(qū)分布范圍較少，能夠滿足方案設(shè)計要求，而方案3、4中支柱發(fā)生剪切破壞、拉伸破壞區(qū)域較多，支柱完整性受到較大影響，難以有效支撐回撤通道頂板，故從支柱塑性破壞區(qū)分布來看方案1、2更優(yōu)。結(jié)合數(shù)值模擬結(jié)果，綜合考慮施工工序、作業(yè)空間、施工成本等因素，選擇采用方案2，在回撤通道中共安設(shè)250根混凝土支柱，其中靠工作面?zhèn)戎еc煤壁距離為500 mm，支柱間排距為1 800 mm×2 000 mm(中心距)，主回撤通道聯(lián)合支護(hù)方式如圖9所示。

圖5 工作面回采結(jié)束后混凝土支柱垂直應(yīng)力分布

圖6 工作面回采結(jié)束后混凝土支柱壓應(yīng)力分布

圖7 工作面回采結(jié)束后混凝土支柱拉應(yīng)力分布

圖8 工作面回采結(jié)束后混凝土支柱塑性區(qū)分布

圖9 主回撤通道聯(lián)合支護(hù)方式

4 礦壓監(jiān)測結(jié)果分析

采用在線礦壓監(jiān)測系統(tǒng)對工作面與主回撤通道貫通前后巷道變形、錨桿錨索受力及混凝土支柱變形情況進(jìn)行監(jiān)測分析，結(jié)果顯示當(dāng)工作面剩余煤柱(約5 m)發(fā)生脆性破碎失穩(wěn)后，回撤通道內(nèi)頂錨桿、錨索受力開始快速增加，并在工作面貫通前基本都達(dá)到了峰值或受力趨于穩(wěn)定，但最終受力普遍不大，均未達(dá)到屈服狀態(tài)，錨索最大受力約為245 kN；各區(qū)域錨桿受力分布不均，靠近混凝土支柱附近錨桿受力明顯小于沒有支柱支護(hù)附近的錨桿；回撤通道最大頂?shù)装逡平砍霈F(xiàn)在通道中部靠工作面?zhèn)燃s為100 mm，而在混凝土支柱支撐處巷道頂板較完整，頂板下沉量較??；靠工作面?zhèn)然炷林е芰ζ毡榇笥谶h(yuǎn)離工作面?zhèn)戎е?，表明在工作面剩余煤柱整體脆性破壞失穩(wěn)后，靠工作面?zhèn)戎е袚?dān)了頂板破斷向采空區(qū)回轉(zhuǎn)產(chǎn)生的大部分載荷。現(xiàn)場發(fā)現(xiàn)4根混凝土支柱發(fā)生劈裂破壞，其余支柱均保持了較好的完整性，分析一方面是由于個別支柱預(yù)留接頂空間不足導(dǎo)致疊放的高密度板層數(shù)較少，頂板荷載較大部分直接傳遞到支柱上將其壓壞；另一方面?zhèn)€別支柱充填袋由于縱向縫合扎口處開裂降低了對柱體的橫向約束，柱體受壓產(chǎn)生過大橫向變形而降低了承載能力。總的來說，在工作面末采期間主回撤通道各支護(hù)體表現(xiàn)基本穩(wěn)定，巷道變形得到有效控制，充分保證了設(shè)備回撤空間，混凝土支柱經(jīng)采煤機(jī)直接破碎后利用帶式輸送機(jī)系統(tǒng)外運(yùn)，避免了垛式支架反復(fù)挪移，有效提高了工作面設(shè)備回撤速度。

5 結(jié)論及建議

1)混凝土支柱與錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)可以有效控制工作面末采期間回撤通道變形，支柱可被采煤機(jī)直接破碎后利用帶式輸送機(jī)系統(tǒng)外運(yùn)，避免了垛式支架來回安設(shè)挪移，提高了工作面末采回撤速度、降低了搬家費(fèi)用。

2)數(shù)值模擬表明當(dāng)工作面回采至煤柱寬10 m時，回撤通道兩側(cè)煤體及混凝土支柱出現(xiàn)明顯的垂直應(yīng)力集中；當(dāng)工作面與主回撤通道貫通時，4種不同布置方案下支柱最大壓應(yīng)力可達(dá)30.45 MPa，最大拉應(yīng)力可達(dá)0.60 MPa，靠近工作面?zhèn)戎е芰γ黠@大于遠(yuǎn)離工作面?zhèn)?，且靠近工作面?zhèn)戎е壮霈F(xiàn)不同程度的塑性破壞狀態(tài)，尤其是支柱接頂板、接底板部分段更易出現(xiàn)剪切變形而發(fā)生失穩(wěn)破壞。

3)礦壓監(jiān)測結(jié)果表明混凝土支柱有效改善了錨桿錨索的受力狀態(tài)，末采期間錨桿錨索未發(fā)生破斷現(xiàn)象，頂?shù)装遄畲笠平考s100 mm，混凝土支柱在抵抗頂板破斷向采空區(qū)旋轉(zhuǎn)過程中起到了關(guān)鍵支撐作用。

4)混凝土支柱充填材料、充填袋及接頂處理工作對支柱性能發(fā)揮影響很大，應(yīng)進(jìn)一步加大對替代充填材料、可回收式混凝土墩柱及支柱受力監(jiān)測儀器的研發(fā)，拓展支柱在工作面末采回撤、沿空留巷及過空巷中的應(yīng)用研究。