呂建光，王帥旗，劉 麟

（1.山西陽城陽泰集團(tuán)宇昌煤業(yè)有限公司，山西 陽城 048100；2.華北科技學(xué)院安全工程學(xué)院，河北 燕郊 065201）

0 引言

我國(guó)煤炭產(chǎn)業(yè)近年來取得長(zhǎng)足的發(fā)展，煤炭產(chǎn)量逐年增長(zhǎng)，隨著現(xiàn)代化大型綜采設(shè)備的推廣使用，我國(guó)建設(shè)成一批高產(chǎn)高效的集約化生產(chǎn)礦井及大型煤炭基地，為我國(guó)煤炭產(chǎn)業(yè)穩(wěn)步發(fā)展奠定了基礎(chǔ)[1-3]。但必須指出的是，我國(guó)煤炭企業(yè)普遍存在“采易棄難”現(xiàn)象，突出表現(xiàn)在只采大面積賦存的實(shí)體煤，不采大量的采用落后的房柱式、巷柱式等舊式開采方法破壞的殘留煤炭資源[4-5]。

開采舊采殘煤資源具有重大的現(xiàn)實(shí)意義。所謂“舊采”，是指我國(guó)煤炭資源多年來采用的老式的舊式房柱式、巷柱式等不規(guī)范開采方法[6]。所謂“殘煤”，是指被舊式開采方法破壞的殘留煤炭資源。舊采殘煤開采不同于原巖應(yīng)力場(chǎng)條件下的煤炭開采，由于受舊采采動(dòng)的影響，舊采區(qū)域的圍巖性質(zhì)、應(yīng)力特征、煤層賦存、空間分布等與未受采動(dòng)影響的煤層有很大差異[7]。因此，如何安全高效回收舊采區(qū)的煤炭資源己成為目前亟待解決的技術(shù)難題，而舊采區(qū)巷道掘進(jìn)圍巖穩(wěn)定性控制與支護(hù)技術(shù)更是需要迫切解決的問題。

山西陽城陽泰集團(tuán)宇昌煤業(yè)有限公司（以下簡(jiǎn)稱“宇昌煤業(yè)”）主要可采煤層為3 號(hào)煤層，殘存一區(qū)殘存3 號(hào)煤層厚度2.30～5.48 m，平均厚度3.84 m，殘存二區(qū)殘存3 號(hào)煤層厚度2.45～5.72 m，平均厚度3.93 m，屬全區(qū)穩(wěn)定可采煤層。其偽頂為炭質(zhì)泥巖，厚度0～0.2 m；直接頂板多為黑色泥巖或粉砂巖，一般厚約3.95 m；老頂為中～細(xì)粒砂巖，層位不穩(wěn)定（或?yàn)橹苯禹敾蛳嘧優(yōu)榉凵皫r、泥巖），一般厚約7.66 m；底板為粉砂質(zhì)泥巖或泥巖，較穩(wěn)定，一般厚約8.64 m。

順槽在掘進(jìn)過程中，會(huì)與原馬寨煤礦舊巷道平行、垂直和斜交，為保證順槽正常工作，需考慮舊巷的影響，使用合理可靠的支護(hù)方式，保證順槽在各階段發(fā)揮其原本的作用[8-10]。通過收集、整理、分析圍巖地質(zhì)采礦資料，對(duì)宇昌煤業(yè)一采區(qū)范圍內(nèi)舊采區(qū)煤層賦存特征和舊采殘留煤柱變形破壞特征進(jìn)行分析，總結(jié)舊采區(qū)巷道圍巖類型以及舊采區(qū)巷道再生頂板、兩幫的分類特征，在此基礎(chǔ)上歸納舊采區(qū)巷道圍巖性質(zhì)和圍巖穩(wěn)定性類別。通過理論研究、數(shù)值模擬分析舊采區(qū)巷道圍巖變形破壞機(jī)理、應(yīng)力分布特征，提出舊采區(qū)巷道圍巖穩(wěn)定性控制理論和圍巖控制的關(guān)鍵技術(shù)。

1 煤柱工作面過空巷應(yīng)力分布特征

工作面與空巷間煤柱應(yīng)力分布主要受到工作面采動(dòng)產(chǎn)生的超前支撐壓力和空巷開挖后所產(chǎn)生的應(yīng)力重新分布疊加影響[11-13]。只有煤柱寬度較大時(shí)，才具備足夠的強(qiáng)度，能夠?qū)ι细矌r層的重量起到支撐作用并保持穩(wěn)定[14-15]。工作面與前方空巷之間煤柱的破壞有一個(gè)發(fā)展過程，隨著煤柱寬度的不斷減小，煤柱由原來的彈性穩(wěn)定狀態(tài)慢慢發(fā)展為塑性不穩(wěn)定狀態(tài)，塑性破壞部分會(huì)導(dǎo)致煤柱對(duì)頂板的支撐能力減小，最終發(fā)生失穩(wěn)破壞[16]。

1）煤柱寬度大于臨界寬度。如圖1 所示，當(dāng)煤柱寬度W大于臨界寬度WL時(shí)，空巷與工作面間煤柱整體應(yīng)力分布特征為不對(duì)稱的“馬鞍形”。煤柱垂直應(yīng)力大小自中心向兩端增加，靠近舊采區(qū)工作面一側(cè)，采動(dòng)空間大且基本頂跨度增加，煤柱上垂直應(yīng)力高且影響范圍大，空巷側(cè)煤柱由于空巷跨度小，對(duì)煤柱的垂直應(yīng)力影響范圍小[17]。煤柱內(nèi)未受空巷和回采工作面影響的區(qū)域，垂直應(yīng)力等于原巖應(yīng)力。整個(gè)煤柱在空巷和工作面邊緣部分煤體發(fā)展為塑性區(qū)外，中間區(qū)域仍是彈性體狀態(tài)，此時(shí)煤柱自身極限強(qiáng)度大于應(yīng)力峰值，對(duì)頂板有足夠的支撐力，能夠保證頂板穩(wěn)定性。

圖1 不對(duì)稱“馬鞍形”煤柱應(yīng)力分布Fig.1 Stress distribution of “asymmetric saddle-shaped”coal pillar

2）煤柱寬度等于臨界寬度。如圖2 所示，隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn)，此時(shí)煤柱寬度W等于煤柱臨界寬度WL時(shí)，空巷開挖引起的應(yīng)力重新分布和工作面開采產(chǎn)生的超前支撐壓力在煤柱上方相互疊加，煤柱中心垂直應(yīng)力增大，原巖應(yīng)力區(qū)消失，煤柱兩側(cè)塑性區(qū)向煤柱中心延伸，煤柱上垂直應(yīng)力分布特征為“平臺(tái)形”[18]。

圖2 “平臺(tái)形”煤柱應(yīng)力分布Fig.2 Stress distribution of “platform-shaped” coal pillar

此時(shí)，煤柱中心區(qū)域最大垂直應(yīng)力值等于煤柱極限強(qiáng)度，煤柱還能保持穩(wěn)定，所以煤柱臨界寬度可作為煤柱由穩(wěn)定狀態(tài)開始向失穩(wěn)狀態(tài)轉(zhuǎn)變的標(biāo)志[19]。

3）煤柱寬度小于臨界寬度。如圖3 所示，當(dāng)煤柱寬度W小于煤柱臨界寬度WL時(shí)，空巷和工作面兩側(cè)采空狀態(tài)下使支承壓力在煤柱上方繼續(xù)相互疊加增大，此時(shí)煤柱上垂直應(yīng)力遠(yuǎn)大于原巖應(yīng)力，中心彈性區(qū)域逐漸消失，塑性區(qū)由兩側(cè)向煤柱中心貫通，整體應(yīng)力分布特征為“尖拱形”。此時(shí)煤柱上垂直應(yīng)力大于煤柱自身強(qiáng)度，煤柱將會(huì)發(fā)生破壞進(jìn)而失穩(wěn)[20]。

圖3 “尖拱形”煤柱應(yīng)力分布Fig.3 Stress distribution of “sharp arch-shaped” coal pillar

2 舊采區(qū)巷道過斜交空巷圍巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律研究

2.1 巷道斜交不同角度圍巖應(yīng)力分布

為了研究舊采區(qū)巷道在掘進(jìn)過程中空巷圍巖應(yīng)力分布和煤柱垂直應(yīng)力分布變化規(guī)律，以3 號(hào)煤層工作面地質(zhì)條件為基礎(chǔ)，通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件，分別研究舊采區(qū)巷道與空巷之間夾角為15°、30°、45°、60°時(shí)巷道圍巖與巷道形成三角煤柱應(yīng)力變化情況，對(duì)舊采區(qū)巷道過空巷時(shí)選擇合理的支護(hù)時(shí)間和有效支護(hù)方法具有重要指導(dǎo)作用。根據(jù)前期所做煤巖地質(zhì)力學(xué)評(píng)估工作可知3 號(hào)煤層相應(yīng)物理力學(xué)參數(shù)，見表1。

表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal rock mass

模型位移邊界選取上方自由位移，模型下方和側(cè)面為固定位移邊界，應(yīng)力條件設(shè)垂直應(yīng)力為自重應(yīng)力場(chǎng)和模型上覆巖層重力疊加，模型上方換算應(yīng)力為18 MPa，水平應(yīng)力為20 MPa，側(cè)壓系數(shù)為1.3。

1）不同角度順槽圍巖垂直應(yīng)力分布圖如圖4 所示。由圖4 可知，順槽與空巷成30°、45°、60°時(shí)，順槽與空巷之間的三角煤柱都發(fā)生了不同程度的應(yīng)力集中，且隨著角度減小，三角煤柱應(yīng)力集中的區(qū)域不斷變大，30°時(shí)應(yīng)力集中程度最大，在這四種情況下，雖然發(fā)生了應(yīng)力集中，但三角區(qū)域沒有發(fā)生明顯破壞。順槽與空巷成15°時(shí)，15°夾角處應(yīng)力集中區(qū)域反而很小，此時(shí)夾角處三角煤柱發(fā)生了明顯破壞，煤柱已經(jīng)失去了原有的承載，在后期支護(hù)過程中難度較大，容易發(fā)生片幫現(xiàn)象。由此可知，順槽與空巷夾角越小對(duì)巷道圍巖與三角煤柱應(yīng)力分布影響越大。

圖4 不同角度順槽圍巖垂直應(yīng)力分布圖Fig.4 Vertical stress distribution map of surrounding rock channeling with different angles

2）不同角度切眼圍巖垂直應(yīng)力分布如圖5 所示。由圖5 可知，切眼與空巷成30°、45°、60°、75°時(shí)，切眼與空巷之間的三角煤柱都發(fā)生了不同程度的應(yīng)力集中，且隨著角度減小，三角煤柱應(yīng)力集中的區(qū)域在不斷變大，30°時(shí)應(yīng)力集中程度最大。在這四種情況下，雖然發(fā)生了應(yīng)力集中，但是三角區(qū)域沒有發(fā)生明顯破壞。切眼與空巷成15°時(shí)，15°夾角處應(yīng)力集中區(qū)域反而很小，此時(shí)夾角處三角煤柱發(fā)生了明顯破壞，煤柱已經(jīng)失去了原有的承載，在后期支護(hù)過程中難度較大，容易發(fā)生片幫現(xiàn)象。由此可知，切眼與空巷夾角越小對(duì)巷道圍巖與三角煤柱應(yīng)力分布影響越大。

圖5 不同角度切眼圍巖垂直應(yīng)力分布圖Fig.5 Vertical stress distribution of open-off cut surrounding rock with different angles

2.2 巷道斜交不同角度巷道頂板變形規(guī)律

為了研究舊采區(qū)巷道在掘進(jìn)過程中空巷圍巖變形規(guī)律，分別研究舊采區(qū)巷道與空巷之間夾角為15°、30°、45°、60°時(shí)巷道頂板圍巖變形情況。

1）順槽和空巷頂板圍巖變形規(guī)律。如圖6 所示，順槽頂板圍巖垂直位移分布基本對(duì)稱，順槽頂板的變形量與順槽和空巷之間夾角有關(guān)。順槽與空巷夾角為60°時(shí)，順槽頂板垂直位移主要集中在順槽和空巷交界處，隨著順槽與空巷之間的夾角逐漸減小，集中區(qū)域向交界外處巷道延伸。順槽與空巷夾角為15°時(shí)，順槽頂板垂直位移集中區(qū)域已經(jīng)向外延伸12 m 左右。

2）切眼和空巷頂板圍巖變形規(guī)律。如圖7 所示，切眼頂板圍巖垂直位移分布基本對(duì)稱，切眼頂板的變形量與切眼和空巷之間夾角有關(guān)。切眼與空巷夾角為60°時(shí)，切眼頂板垂直位移主要集中在切眼與空巷交界處，隨著切眼與空巷之間的夾角逐漸減小，集中區(qū)域向交界外處巷道延伸。

圖7 不同角度切眼頂板垂直位移分布圖Fig.7 Vertical displacement distribution of open-off cut roof with different angles

2.3 不同角度三角煤柱塑性區(qū)分布規(guī)律

1）順槽與空巷三角煤柱塑性區(qū)分布情況。順槽與空巷交界處三角煤柱塑性區(qū)分布情況如圖8 所示。當(dāng)順槽掘進(jìn)時(shí)，由于15°夾角太小，三角煤柱太狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞嚴(yán)重，無法進(jìn)行合理承載，結(jié)果分析如下所述。距交界處小于2 m 時(shí)，三角煤柱被塑性區(qū)完全覆蓋，煤柱完全發(fā)生塑性破壞，無法進(jìn)行有效承載。距交界處3～7 m 時(shí)，三角煤柱未被塑性區(qū)完全覆蓋，但煤柱中間塑性區(qū)貫通，無法起到承載作用。距交界處8 m 時(shí)，三角煤柱間出現(xiàn)彈性核區(qū)，但核區(qū)的范圍較小可以忽略不計(jì)。距交界處8～12 m 時(shí)，隨著離交界處越來越遠(yuǎn)，煤柱間彈性核區(qū)越來越大。距交界處12 m 以上時(shí)，三角煤柱間塑性破壞較小，存在2 m 以上的彈性核區(qū)，煤柱有很好的承載能力。

圖8 順槽與空巷斜交煤柱內(nèi)彈性核區(qū)分布圖Fig.8 Distribution of elastic nuclei in inclined coal pillars of crossheading and oblique empty roadway

2）切眼與空巷三角煤柱塑性區(qū)分布情況。切眼與空巷交界處三角煤柱塑性區(qū)分布情況如圖9 所示。當(dāng)切眼掘進(jìn)時(shí)，由于15°夾角太小，三角煤柱太狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞嚴(yán)重，無法進(jìn)行合理承載。結(jié)果分析如下所述。距交界處小于2 m 時(shí)，三角煤柱被塑性區(qū)完全覆蓋，煤柱已經(jīng)完全破碎，無法進(jìn)行有效承載。距交界處3～8 m 時(shí)，三角煤柱未被塑性區(qū)完全覆蓋，但煤柱中間塑性區(qū)貫通，無法起到承載作用。距交界處9 m 時(shí)，三角煤柱間出現(xiàn)彈性核區(qū)，但核區(qū)的范圍較小可以忽略不計(jì)。距交界處9～12 m 時(shí)，隨著離交界處越來越遠(yuǎn)，煤柱間彈性核區(qū)越來越大。距交界處12 m 以上時(shí)，三角煤柱間塑性破壞較小，存在2 m 以上的彈性核區(qū)，煤柱有很好的承載能力。

圖9 切眼與空巷斜交煤柱內(nèi)彈性核區(qū)分布圖Fig.9 Layout of elastic nucleus in oblique coal pillar with openoff cut and oblique empty roadway

2.4 巷道斜交不同角度模擬結(jié)果分析

1）順槽與空巷斜交模擬結(jié)果分析。由不同夾角下三角內(nèi)彈性核區(qū)的分布情況可以得出以下分析和相應(yīng)的措施。

順槽與空巷夾角為15°～30°時(shí)，由于夾角太小，三角煤柱太狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞嚴(yán)重，無法進(jìn)行合理承載。距順槽與空巷交界處7 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，且煤柱寬度不大，可刷掉距交界處7 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)。距離交界處7～11 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱的寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處12 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

順槽與空巷夾角為30°～45°時(shí)，由于夾角較小，三角煤柱狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞較嚴(yán)重，無法進(jìn)行有效承載。距順槽與空巷交界處3 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，且煤柱寬度不大，可刷掉距交界處3 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)。距離交界處4～6 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱的寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處6 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

順槽與空巷夾角為45°～60°時(shí)，由于夾角較大，三角煤柱較寬，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞較輕，能夠進(jìn)行有效承載。距順槽與空巷交界處2 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，且煤柱寬度不大，可刷掉距交界處2 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)。距離交界處2～4 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱的寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處4 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

順槽與空巷夾角為60°～75°時(shí)，由于夾角大，三角煤柱寬，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞輕，能夠進(jìn)行穩(wěn)定承載。距順槽與空巷交界處2 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，但煤柱寬度較大，可刷掉距交界處1 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)，距交界處1～2 m的煤柱用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處2～3 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱的寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處3 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

順槽與空巷夾角為75°～90°時(shí)，由于夾角很大，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞輕，能夠進(jìn)行穩(wěn)定承載。距順槽與空巷交界處1 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，但煤柱寬度較大，可刷掉距交界處1 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)，距交界處1～1.5 m 的煤柱用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處2 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

2）切眼與空巷斜交模擬結(jié)果分析。由不同夾角下三角內(nèi)彈性核區(qū)的分布情況可以得出以下分析和相應(yīng)的措施。

切眼與空巷夾角為15°～30°時(shí)，由于夾角太小，三角煤柱太狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞嚴(yán)重，無法進(jìn)行合理承載。距切眼與空巷交界處8 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，且煤柱寬度不大，可刷掉距交界處8 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)。距離交界處8～11 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱的寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處12 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

切眼與空巷夾角為30°～45°時(shí)，由于夾角較小，三角煤柱狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞較嚴(yán)重，無法進(jìn)行有效承載。距切眼與空巷交界處4 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，且煤柱寬度不大，可刷掉距交界處4 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)。距離交界處4～6 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱的寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處6 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

切眼與空巷夾角為45°～60°時(shí)，由于夾角較大，三角煤柱較寬，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞較輕，能夠進(jìn)行有效承載。距切眼與空巷交界處2 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，且煤柱寬度不大，可刷掉距交界處2 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)。距離交界處2～4 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處4 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

切眼與空巷夾角為60°～75°時(shí)，由于夾角大，三角煤柱寬，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞輕，能夠進(jìn)行穩(wěn)定的承載。距切眼與空巷交界處2 m 內(nèi)由于彈性核區(qū)不存在或太小，但煤柱寬度較大，可刷掉距交界處1 m 的煤柱，使用木垛進(jìn)行支護(hù)，距交界處1～2 m 的煤柱用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處2～3 m，煤柱內(nèi)存在彈性核區(qū)，且煤柱寬度較大，此時(shí)可使用注漿錨桿進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。距離交界處3 m 以上，煤柱內(nèi)存在較大的彈性核區(qū)，正常支護(hù)即可。

2.5 工作面過斜交空巷支護(hù)參數(shù)計(jì)算

1）順槽過空巷段支護(hù)參數(shù)數(shù)值計(jì)算分析。由2.4 節(jié)分析得出正常段錨桿索支護(hù)參數(shù)，結(jié)合正常段錨桿索支護(hù)參數(shù)通過數(shù)值模擬對(duì)順槽過空巷段使用不同排距架棚對(duì)順槽圍巖的作用，確定架棚合理的棚距。參考《關(guān)于印發(fā)加強(qiáng)煤礦盲巷管控預(yù)防窒息事故十項(xiàng)措施的通知》（晉煤瓦發(fā)〔2018〕146 號(hào)）內(nèi)容，進(jìn)入舊巷（空巷）提前3 m 采用錨網(wǎng)結(jié)合鋼棚支護(hù)，進(jìn)入舊巷（空巷）后采用鋼棚支護(hù)，因此，建立一個(gè)長(zhǎng)×寬×高為100 m×80 m×31.2 m 的數(shù)值模型，模型中順槽正常段使用錨桿索支護(hù)，距離空巷3 m 處開始使用架棚支護(hù)。由原支護(hù)可得，架棚棚距800 mm 可以有效控制頂板，因此，取棚距700 mm、800 mm、900 mm分別進(jìn)行模擬分析，對(duì)架棚支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化。

如圖10 所示，模型建立后，煤層位于模型的中間區(qū)域，在模型初始穩(wěn)定之后，先對(duì)地層進(jìn)行穩(wěn)定后，再進(jìn)行開挖模擬，研究不同方案情況下的巷道圍巖性質(zhì)演變規(guī)律，計(jì)算結(jié)果輸出與分析得出合理結(jié)論。

圖10 地層建模圖Fig.10 Diagram of stratigraphic modeling

由表2 和圖11 可知，順槽在不同架棚棚距支護(hù)情況下圍巖變形表現(xiàn)出不同的規(guī)律，支護(hù)越密及棚距越小順槽位移量越小，棚距為900 mm 時(shí)順槽位移量較大，不利于安全支護(hù)；棚距為800 mm 和700 mm時(shí)順槽位移量較小，且相差不多，相對(duì)于棚距700 mm，棚距為800 mm 經(jīng)濟(jì)性更高，因此棚距為800 mm 更為合理。

表2 順槽在過空巷段不同棚距情況下順槽位移量Table 2 Displacement of crossheading at different shed distances in oblique empty roadway單位：mm

圖11 不同棚距情況下順槽數(shù)值模擬結(jié)果對(duì)比Fig.11 Comparison of numerical simulation results of crossheading under different shed distances

2）工作面切眼過空巷段支護(hù)參數(shù)數(shù)值計(jì)算分析。由2.4 節(jié)分析得出正常段錨桿索支護(hù)參數(shù)，結(jié)合正常段錨桿索支護(hù)參數(shù)通過數(shù)值模擬對(duì)切眼過空巷段使用不同排距架棚對(duì)切眼圍巖的作用，確定架棚合理的棚距。進(jìn)入舊巷（空巷）提前3 m 采用錨網(wǎng)結(jié)合鋼棚支護(hù)，進(jìn)入舊巷（空巷）后采用鋼棚支護(hù)，因此，建立一個(gè)長(zhǎng)×寬×高為220 m×160 m×31.2 m 的數(shù)值模型，模型中切眼正常段使用錨桿索支護(hù)，距離空巷3 m 處開始使用架棚支護(hù)。由原支護(hù)可得，架棚棚距800 mm 可以有效控制頂板，因此，取棚距700 mm、800 mm、900 mm 分別進(jìn)行模擬分析，對(duì)架棚支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化。

如圖12 所示，模型建立后，煤層位于模型的中間區(qū)域，在模型初始穩(wěn)定之后，先對(duì)地層進(jìn)行穩(wěn)定后，在進(jìn)行開挖模擬，研究不同方案情況下的切眼圍巖性質(zhì)演變規(guī)律，計(jì)算結(jié)果輸出與分析得出合理結(jié)論。

圖12 地層建模圖Fig.12 Diagram of stratigraphic modeling

由表3 和圖13 可知，切眼在不同架棚棚距支護(hù)情況下圍巖變形表現(xiàn)出不同的規(guī)律，支護(hù)越密及棚距越小切眼位移量越小，棚距為900 mm 時(shí)切眼位移量較大，不利于安全支護(hù)；棚距為800 mm 和700 mm時(shí)切眼位移量較小，且相差不多，相對(duì)于棚距700 mm，棚距為800 mm 經(jīng)濟(jì)性更高，因此棚距為800 mm 更為合理。

表3 切眼在過空巷段不同棚距情況下巷道位移量Table 3 Displacement of roadway under different shed spacing inoblique empty roadway單位：mm

圖13 不同棚距情況下切眼數(shù)值模擬結(jié)果對(duì)比Fig.13 Comparison of numerical simulation results of open-off cut at different shed distances

3 結(jié)論

1）隨著角度改變，順槽與空巷之間的三角煤柱都發(fā)生了不同程度的應(yīng)力集中，且隨著角度的減小，三角煤柱應(yīng)力集中區(qū)域在不斷變大，30°時(shí)應(yīng)力集中程度最大，在這四種情況下，雖然發(fā)生了應(yīng)力集中，但是三角區(qū)域沒有發(fā)生明顯破壞。順槽、切眼與空巷夾角越小對(duì)巷道圍巖與三角煤柱應(yīng)力的分布影響越大。

2）順槽、切眼頂板的變形量與順槽、切眼和空巷之間夾角有關(guān)。順槽、切眼與空巷夾角為60°時(shí)，順槽、切眼頂板垂直位移主要集中在順槽和空巷交界處，隨著順槽、切眼與空巷之間的夾角逐漸減小，集中區(qū)域向交界外處巷道延伸。

3）當(dāng)順槽、切眼掘進(jìn)時(shí)，由于15°夾角太小，三角煤柱太狹窄，煤柱在垂直應(yīng)力的作用下破壞嚴(yán)重，無法進(jìn)行合理的承載，距交界處12 m 以上時(shí)，三角煤柱間塑性破壞較小，存在2 m 以上的彈性核區(qū)，煤柱有很好的承載能力。

4）順槽、切眼在不同架棚棚距支護(hù)情況下圍巖變形表現(xiàn)出不同的規(guī)律，支護(hù)越密及棚距越小，順槽、切眼位移量越小，棚距為900 mm 時(shí)順槽、切眼位移量較大，不利于安全支護(hù)；棚距為800 mm 和700 mm時(shí)順槽、切眼位移量較小，且相差不多，相對(duì)于棚距為700 mm，棚距為800 mm 經(jīng)濟(jì)性更高，因此棚距為800 mm 更為合理。