劉會景，林 陸，李敬凱，李廷照

(1.烏魯木齊職業(yè)大學(xué)，新疆 烏魯木齊 830001；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083)

近年來我國大力發(fā)展和應(yīng)用厚煤層綜放沿空掘巷技術(shù)，掘采期間沿空巷道維持穩(wěn)定的關(guān)鍵在于留設(shè)合理的煤柱寬度，保證其寬度既具有一定承載能力又恰好能避開側(cè)向支承壓力峰值，我國學(xué)者針對沿空掘巷窄煤柱留設(shè)寬度以及圍巖穩(wěn)定性控制等難題進行了大量研究。侯朝炯等[1]提出綜放沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性原理，為合理設(shè)計沿空掘巷窄煤柱寬度提供理論依據(jù)；李磊等[2]采用理論分析方法，建立沿空掘巷力學(xué)模型，推導(dǎo)出“內(nèi)應(yīng)力場”寬度表達式，確定了沿空掘巷合理位置；姜耀東、王德超等[3-5]利用地應(yīng)力測量三維建模技術(shù)和大型地址力學(xué)模型試驗系統(tǒng)分別研究了工作面回采期間圍巖應(yīng)力變化，并據(jù)此探索出沿空巷道窄煤柱合理寬度確定方法；張科學(xué)、張廣超、李學(xué)華、張洪偉等[6-9]，通過理論分析、數(shù)值模擬以及鉆孔窺視，總結(jié)分析不同因素對綜放沿空巷道窄煤柱變形和破壞規(guī)律的影響，確定窄煤柱合理留設(shè)寬度。其他學(xué)者也針對傳統(tǒng)巷道布置下綜放沿空巷道窄煤柱合理寬度留設(shè)和圍巖控制方面進行了大量研究[10-15]，取得了較為豐富的研究成果；王志強等[16，17]則對錯層位外錯式沿空掘巷相鄰區(qū)段間聯(lián)合支護機理進行探究，研究表明在特厚煤層中采用錯層位外錯式沿空掘巷，沿空巷道處于底部實體煤彈性區(qū)域中且圍巖應(yīng)力較低。但目前研究大都針對傳統(tǒng)巷道布置條件下煤柱穩(wěn)定性、煤柱留設(shè)寬度及巷道圍巖變形等方面深入研究，而對錯層位巷道布置條件下沿空掘巷煤柱穩(wěn)定性及煤柱合理留設(shè)寬度仍處于起步階段。

故本文針對某礦綜放復(fù)合頂板沿空掘巷頂板變形量大和窄煤柱幫上下變形不協(xié)調(diào)等控制難題，研究錯層位與傳統(tǒng)巷道布置下不同煤柱型式及尺寸下綜放工作面沿空巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)及垂直應(yīng)力分布規(guī)律，確定錯層位巷道布置下沿空掘巷窄煤柱合理留設(shè)寬度。

1 工程概況及巷道破壞特征

1.1 工程概況

試驗礦井605工作面現(xiàn)階段主采6號煤層，采用走向長壁綜合機械化放頂煤采煤法，煤層厚度為6.3～7.8m，平均厚度6.5m，頂煤含兩層左右夾矸，單層夾矸厚度最小為0.14m，最大為0.27m，平均傾角3°，平均埋深325m。煤層直接頂為4m左右層狀的軟弱復(fù)合巖層。巖性由上至下分別為：砂質(zhì)巖層、中砂巖、粉砂巖、泥巖、灰?guī)r、砂質(zhì)泥巖、砂泥巖互層，基本頂為6.8m中砂巖。煤層綜合地質(zhì)柱狀圖如圖1所示。

圖1 綜合地質(zhì)柱狀圖

1.2 巷道圍巖變形破壞特征

605綜放工作面巷道頂板為頂煤(含夾矸)和軟弱巖層組成的復(fù)合層狀巖體，各巖層間差異性強，粘結(jié)力弱，節(jié)理裂隙發(fā)育，兩幫為煤體，受掘進和工作面采動影響，巷道維護困難，極易變形失穩(wěn)，需進行反復(fù)的擴修才能維持巷道正常使用，該工作面煤巷頂板和窄煤柱變形破壞特征具有頂板巖性差異大、變形量大、變形時間長，窄煤柱幫上下變形不協(xié)調(diào)、碎脹變形顯著等特點。

2 綜放沿空巷道合理窄煤柱寬度理論計算

綜放工作面回采后，受采動影響基本頂在側(cè)煤內(nèi)向?qū)嶓w內(nèi)周期性破斷，關(guān)鍵塊B、相鄰巖關(guān)鍵塊A與關(guān)鍵塊C形成鉸接結(jié)構(gòu)，如圖2所示?；卷?shù)钠茢?，?dǎo)致上覆巖層傳遞到實體煤上的支承壓力分布以斷裂線為界線出現(xiàn)差異，形成“內(nèi)、外應(yīng)力場”，斷裂線內(nèi)側(cè)至實體煤壁為“內(nèi)應(yīng)力場”范圍S1，處于低應(yīng)力狀態(tài)；斷裂線外側(cè)至實體煤深部區(qū)域為“外應(yīng)場”范圍S2，外應(yīng)力場范圍的支承應(yīng)力則由上覆巖層整體決定?！皟?nèi)應(yīng)力場”S1存在，為沿空巷道提供了較好的應(yīng)力環(huán)境。

圖2 綜放工作面沿空巷道基本頂破斷結(jié)構(gòu)

基本頂破斷位置是沿空巷道布置的重要參考依據(jù)，為此建立側(cè)向基本頂斷裂前簡化力學(xué)模型，如圖3所示。其中側(cè)向基本頂斷裂位置可依據(jù)其最大彎矩所在位置，基本頂視為在上下方較軟巖體夾持下的平面應(yīng)變梁。圖3中，qc為懸伸部分上方承受載荷；q0為上覆巖層重量；q1為上區(qū)段工作面采動影響下側(cè)向基本頂上覆巖層應(yīng)力增量；b為側(cè)向支承壓力影響范圍；L為基本頂斷裂前基本頂懸頂長度，約等于周期來壓步距，根據(jù)現(xiàn)場實測約為18m；N′和Q′為已斷裂巖塊對關(guān)鍵塊B的作用力。

圖3 側(cè)向基本頂破斷彈性地基梁模型

考慮工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力影響，根據(jù)文獻[18，19]的研究結(jié)論，工作面實體煤內(nèi)側(cè)基本頂巖梁彎矩表達式為：

s=N/(EI)

α=(r/2-s/4)1/2

β=(r/2+s/4)1/2

式中，M0，Q0為x=0處梁截面內(nèi)力。

留設(shè)窄煤柱沿空掘巷巷道圍巖的穩(wěn)定性不僅取決于上覆巖層結(jié)構(gòu)運動，還取決于沿空巷道掘巷初期圍巖體所處的應(yīng)力應(yīng)變狀態(tài)，故為確定極限平衡區(qū)及破碎區(qū)范圍建立煤層界面力學(xué)模型，如圖4所示。

圖4 煤層界面力學(xué)模型

在極限平衡區(qū)內(nèi)，煤層界面處垂直應(yīng)力σy和剪應(yīng)力τxy為[20]：

當實體煤幫支承壓力超過煤體極限強度時，煤幫淺部煤體將發(fā)生破壞，形成一定寬度的破碎區(qū)，此時煤幫支承壓力降低至原巖應(yīng)力以下，在界面CD處滿足邊界條件：

σy|x=l=γH

(3)

將邊界條件式(3)帶入式(2)可得：

將605工作面相關(guān)參數(shù)帶入式(4)計算，可知破碎區(qū)寬度Ls=4.98m，該區(qū)域煤體處于殘余承載狀態(tài)，完整性較差，故確定工作面沿空巷道應(yīng)沿破碎區(qū)布置在位于“內(nèi)應(yīng)力場”低應(yīng)力區(qū)域內(nèi)且圍巖完整性較好的塑性區(qū)域。

3 傳統(tǒng)綜放工作面沿空掘巷圍巖變形破壞機理

通過上述理論分析可知采空區(qū)側(cè)“內(nèi)應(yīng)力場”寬度為12m，沿空巷道寬度為4.5m，為使沿空巷道處于“內(nèi)應(yīng)力場”低應(yīng)力區(qū)域?qū)挾确秶鷥?nèi)，同時考慮巷幫錨桿的支護范圍，窄煤柱留設(shè)寬度范圍應(yīng)為3～7.5m，為便于研究和模擬，窄煤柱留設(shè)寬度范圍取3～8m。

3.1 留設(shè)“T”型窄煤柱沿空掘巷圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)

圍巖塑性區(qū)是評價巷道圍巖穩(wěn)定性的重要指標之一，亦是影響煤柱留設(shè)尺寸的重要指標。留設(shè)3～8m“T”型窄煤柱時，傳統(tǒng)巷道布置條件下沿空掘巷時巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)，如圖5所示。

圖5 不同尺寸“T”型煤柱巷道圍巖塑性區(qū)分布

分析圖5可知，“T”型窄煤柱整體多發(fā)生塑性破壞，處于殘余承載階段、承載力低、塑性變形大，同時由于巷道頂板為夾矸頂煤和軟弱巖層組成的復(fù)合頂板，巷道頂板圍巖塑性區(qū)和采空區(qū)側(cè)向巖體塑性破壞區(qū)相互貫通，巷道圍巖塑性的破壞范圍增大，最大破壞區(qū)域位于沿空巷道頂板上部及煤柱，且窄煤柱和巷道頂板仍處于不穩(wěn)定狀態(tài)，仍有繼續(xù)發(fā)生破壞的趨勢。隨著窄煤柱尺寸的增大，基本頂向采空區(qū)側(cè)回轉(zhuǎn)下沉，窄煤柱塑性劇烈破壞區(qū)分布形態(tài)有向采空區(qū)側(cè)偏移的趨勢。巷道兩幫圍巖塑性區(qū)整體呈非對稱分布，窄煤柱幫基本全部處于塑性破壞狀態(tài)，實體煤幫呈現(xiàn)出下部破壞區(qū)域大于中上部破壞區(qū)域，且破壞深度隨著煤柱寬度增大而增加。

3.2 留設(shè)“T”型窄煤柱沿空掘巷圍巖垂直應(yīng)力分布形態(tài)

掘巷后巷道的掘出空間截斷側(cè)向支承壓力在煤體內(nèi)的連續(xù)分布，因此巷道兩側(cè)的窄煤柱和實體煤內(nèi)部應(yīng)力將重新調(diào)整。留設(shè)3～8m“T”型窄煤柱垂直應(yīng)力分布圖，如圖6所示。

圖6 不同尺寸“T”型煤柱時圍巖垂直應(yīng)力分布(MPa)

分析圖6可知，沿空巷道實體煤幫垂直應(yīng)力峰值為22 MPa左右，大于窄煤柱煤柱側(cè)；當窄煤柱寬度3～5m時，巷道兩側(cè)煤幫垂直應(yīng)力峰值差別不大；窄煤柱寬度7～8m時，窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力逐漸增加，由3～6m時的10 MPa，增加到16 MPa，增幅較大。應(yīng)力集中區(qū)域多位于沿空巷道窄煤柱幫中央，說明其是巷道頂板覆巖的承載主體，實體煤幫側(cè)應(yīng)力集中區(qū)域多位于實體煤肩角巷幫左上方區(qū)域。實體煤側(cè)應(yīng)力峰值區(qū)域中心與窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)域中心的連線不在同一直線上，而與水平方向呈30°左右的夾角，可知圍巖主應(yīng)力方向發(fā)生了偏轉(zhuǎn)。

故傳統(tǒng)布置條件下留設(shè)3～8m“T”型窄煤柱并不能改善綜放復(fù)合頂板沿空掘巷圍巖塑性區(qū)分布的非對稱性，窄煤柱內(nèi)應(yīng)力分布呈現(xiàn)顯著的中央大邊緣小的差異性分布，窄煤柱幫處于不均衡承載狀態(tài)，基本整體發(fā)生破壞。因此傳統(tǒng)巷道布置方式沿空掘巷不能有效改善綜放復(fù)合頂板沿空巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境和窄煤柱幫穩(wěn)定性。

4 錯層位外錯式沿空掘巷布置及圍巖變形破壞機理

針對上述問題，提出錯層位外錯式沿空掘巷巷道布置方式，如圖7所示。該布置方式突破了傳統(tǒng)巷道沿底板布置方式的局限性，使沿空掘巷相鄰區(qū)段間工作面回采巷道分別位于煤層的不同高度，一方面有利于減小上區(qū)段工作面頂板軟弱巖層厚度，另一方面，上區(qū)段工作面回風巷沿頂板掘進，下區(qū)段工作面沿空巷道沿底板布置，在工作面右端形成起坡段改變了窄煤柱留設(shè)形式，形成由起坡段煤體和外錯煤體組成的異型窄煤柱，與原留設(shè)“T”型煤柱相比，底部寬高比顯著增加，提高了沿空巷道窄煤柱幫穩(wěn)定性。

圖7 錯層位外錯式沿空掘巷巷道布置方式

4.1 留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)

本小節(jié)異型煤柱留設(shè)尺寸，仍以約定俗成的方式去定義，即以采空區(qū)側(cè)煤壁為原點，沿采空區(qū)側(cè)向工作面傾向方向與下區(qū)段巷道間留設(shè)煤柱尺寸為相鄰區(qū)段間煤柱寬度尺寸。留設(shè)3～8m異型窄煤柱寬度，沿空巷道掘巷后圍巖塑性區(qū)分布狀態(tài)，如圖8所示。

圖8 不同尺寸異型煤柱時圍巖塑性區(qū)分布

由圖8可知，留設(shè)煤柱沿空掘巷時，異型窄煤柱和“T”型煤柱同處于側(cè)向采動劇烈影響區(qū)，異型窄煤柱幫雖基本發(fā)生塑性破壞，但與“T”型煤柱相比其沿空巷道窄煤柱側(cè)起坡段煤體始終存在部分未發(fā)生破壞區(qū)域，但當煤柱尺寸增加至7～8m，巷道頂板圍巖塑性破壞區(qū)域與采空區(qū)周圍巖體塑性區(qū)呈分開趨勢。異型煤柱寬度3～5m，煤柱底部劇烈破壞區(qū)域較小，且左側(cè)由未發(fā)生破壞和已發(fā)生破壞但已穩(wěn)定起坡段煤體組成，限制了窄煤柱破壞區(qū)域向深部發(fā)展，巷道兩側(cè)煤幫塑性區(qū)分布的非對稱性大大降低，兩幫塑性區(qū)分布較為對稱。留設(shè)6～8m異型窄煤柱，煤柱中部應(yīng)力集中程度增大，起坡段煤體未發(fā)生破壞區(qū)域隨著煤柱尺寸的增加呈現(xiàn)減小的趨勢，窄煤柱破壞范圍逐漸延伸至起坡段煤體內(nèi)部，但兩幫煤體塑性區(qū)發(fā)育仍具有底部破壞劇烈，中部次之，上部較小的趨勢，因此起坡段煤體限制并減弱了圍巖塑性區(qū)發(fā)育效果。但留設(shè)異型煤柱沿空掘巷，工作面呈現(xiàn)“鍋底”狀，起坡段煤體存在一定破壞區(qū)和塑性區(qū)，因此對工作面設(shè)備管理和回收具有一定影響。

4.2 留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷圍巖垂直應(yīng)力分布形態(tài)

巷道布置方式和窄煤柱留設(shè)形式的改變，必然導(dǎo)致圍巖應(yīng)力傳遞路徑發(fā)生一定程度的改變，引起應(yīng)力集中分布區(qū)域重新調(diào)整。留設(shè)3～8m異型煤柱寬度，沿空巷道掘巷后圍巖垂直應(yīng)力區(qū)分布云圖，如圖9所示。

圖9 不同尺寸異型煤柱時圍巖垂直應(yīng)力分布(MPa)

錯層位異型窄煤柱沿空掘巷實體煤側(cè)應(yīng)力峰值區(qū)域中心與窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)域中心在同一直線上，沿空掘巷巷道圍巖塑性區(qū)分布的非對稱性大大降低，圍巖主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)程度降低。由圖9可知，巷道實體煤幫垂直應(yīng)力峰值為22MPa左右，仍大于窄煤柱幫側(cè)。異型窄煤柱寬度3～5m，巷道兩側(cè)煤幫垂直應(yīng)力峰值分布相同，但窄煤柱幫應(yīng)力同“T”型窄煤柱相比降低至4～8MPa，無應(yīng)力集中現(xiàn)象，實體煤幫側(cè)仍為22MPa左右；異型窄煤柱寬度6～8m，窄煤柱側(cè)幫內(nèi)垂直應(yīng)力增至為12～18MPa。由此可知留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷，窄煤柱側(cè)幫承載中心由原“T”型窄煤柱“中心”位置轉(zhuǎn)移至巷道左肩角處，且異型窄煤柱幫應(yīng)力總體低于“T”型窄煤柱。

綜上所述，當留設(shè)窄煤柱寬度較小(3～5m)時，異型窄煤柱相較與“T”型窄煤柱具有“堵漏風、阻變形、能承載”的優(yōu)越窄煤柱護幫控制效果，同時改變了窄煤柱應(yīng)力環(huán)境，將巷道窄煤柱承載中心由原“T”型窄煤柱“中心”位置轉(zhuǎn)移至巷道左肩角處，使異型窄煤柱幫處于無應(yīng)力集中的均勻受力態(tài)，沿空巷道圍巖變形非對稱大大降低。結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果，異型窄煤柱采空側(cè)合理留設(shè)煤柱寬度為5m。

5 結(jié) 論

1)常規(guī)綜放復(fù)合頂板工作面留設(shè)“T”型窄煤柱沿空掘巷，不能有效改善綜放復(fù)合頂板沿空巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境，窄煤柱內(nèi)應(yīng)力分布呈現(xiàn)顯著的中央大邊緣小的差異性分布、窄煤柱幫處于不均衡承載狀態(tài)，自身寬高比小、穩(wěn)定性差，受采掘擾動處于殘余承載狀態(tài)，仍是沿空巷道圍巖控制薄弱環(huán)節(jié)，兩幫圍巖塑性區(qū)呈非對稱分布，頂板圍巖破壞深度大。

2)采用錯層位外錯式留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷(3～5m)時，改變了窄煤柱應(yīng)力環(huán)境，沿空巷道窄煤柱幫承載中心由原“T”型窄煤柱“中心”位置轉(zhuǎn)移至巷道左肩角處，使異型窄煤柱幫處于無應(yīng)力集中的均勻受力狀態(tài)，沿空巷道圍巖變形非對稱大大降低。結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果確定異型窄煤柱采空側(cè)留設(shè)寬度為5m。

3)錯層位外錯式異型窄煤柱相比傳統(tǒng)“T”型煤柱擁有更大的寬高比，自身穩(wěn)定性更強；有效隔離采空區(qū)，防止煤柱內(nèi)部裂隙發(fā)育，溝通采空區(qū)；起坡段煤體可提供的側(cè)水平約束力可防止窄煤柱向采空區(qū)垮落，同時與錨桿支護結(jié)構(gòu)施加的側(cè)向約束力，使窄煤柱處于三向應(yīng)力狀態(tài)，維護窄煤柱的穩(wěn)定。