谷拴成，王興明，薛 蛟，牛宏新

(西安科技大學(xué) 建筑與土木工程學(xué)院，陜西 西安 710054)

隨著我國煤礦開采逐年向深部發(fā)展，在淺部開采時(shí)巖體表現(xiàn)為硬巖的力學(xué)特性，而在深部開采時(shí)巖體表現(xiàn)出軟巖的力學(xué)特征，致使巷道出現(xiàn)大變形、大地壓、難支護(hù)等問題。底鼓是伴隨礦井開采的一種常見現(xiàn)象，隨著開采深度的增加巷道底鼓問題日趨嚴(yán)重，煤礦安全生產(chǎn)受到極大的威脅[1-2]。出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象后，巷道內(nèi)的行人、通風(fēng)、運(yùn)輸、排水都將受到嚴(yán)重影響[3]。

楊仁樹等[4]為研究軟巖巷道底板層狀特性對底鼓的影響，采用數(shù)值模擬與力學(xué)分析相結(jié)合的方法，對層狀底板失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行了研究；高樹生等[5]研究表明，造成底鼓嚴(yán)重的主要原因是回采期間巷道受工作面動壓、兩幫支護(hù)強(qiáng)度低及底板巖性差等影響；張官禹等[6]通過圍巖變形監(jiān)測與現(xiàn)場觀察，認(rèn)為底鼓的關(guān)鍵影響因素主要有底板巖性和結(jié)構(gòu)狀態(tài)、巖層應(yīng)力、支護(hù)強(qiáng)度、水理作用等；孫曉明等[7]基于歐拉公式，利用壓桿穩(wěn)定理論、莫爾-庫侖準(zhǔn)則和撓曲破壞力學(xué)模型，研究了不同層狀巖體巷道底鼓變形的破壞機(jī)理；文志杰等[8]根據(jù)巷道圍巖本構(gòu)關(guān)系及應(yīng)力作用模式，建立了剪切錯動型巷道底鼓力學(xué)模型，提出了巷道底鼓力源的計(jì)算方程；劉成等[9]分析了煤柱巷道圍巖周邊應(yīng)力環(huán)境特征及其作用下的變形破壞形態(tài)；鄭朋強(qiáng)等[10]認(rèn)為巷道底鼓變形主要是軟弱圍巖在較高的水平構(gòu)造應(yīng)力作用下，產(chǎn)生明顯的流變變形所致。

上述相關(guān)研究人員針對巷道底鼓機(jī)理提出了不同的分析方法，但是關(guān)于回采巷道底鼓變形與支承壓力關(guān)系的分析還存在著許多不足[11-14]。因此，在總結(jié)其他學(xué)者研究成果的基礎(chǔ)上，筆者以銅川玉華煤礦2407工作面回風(fēng)巷道為研究對象，通過建立巷道底板等效載荷力學(xué)分析模型，推導(dǎo)出在支承壓力作用下回風(fēng)巷道底板最大底鼓量的表達(dá)式。研究成果可為相似地質(zhì)環(huán)境下巷道底鼓的分析提供參考。

1 工程概況

銅川玉華煤礦2407工作面位于二盤區(qū)東翼，為二盤區(qū)第6個工作面?；夭擅簩訛?-2煤層，賦存穩(wěn)定，可采儲量約為280.7萬t。煤層埋深為600 m，厚度為4.63～7.34 m，平均厚度為6.87 m，煤層由運(yùn)輸巷道至回風(fēng)巷道逐漸變薄，由終采線至開切眼逐漸變薄。煤層傾角為3°～9°，回采工作面走向長度為1 600 m，傾向長度為240 m。該工作面西南方向布置有盤區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)，東南方向毗鄰2405工作面，西北方向?yàn)槎P區(qū)無煤帶，東北方向?yàn)椴駵厦旱V邊界。

銅川玉華煤礦2407工作面巷道沿煤層走向布置，傾向布置有2條回采巷道，分別為運(yùn)輸巷道、回風(fēng)巷道，2條巷道均與二盤區(qū)延伸巷道成垂直關(guān)系。2407回風(fēng)巷道位于2405運(yùn)輸巷道以里，與2405運(yùn)輸巷道之間留設(shè)煤柱寬度為30 m，通過2407工作面回風(fēng)巷道聯(lián)絡(luò)巷與第二回風(fēng)巷道聯(lián)通，主要用于掘進(jìn)、回采期間2407工作面回風(fēng)。2407工作面回風(fēng)巷道空間位置如圖1所示。

圖1 2407工作面巷道空間位置圖

2407工作面回風(fēng)巷道頂板均采用錨網(wǎng)梁索支護(hù)，幫部采用錨網(wǎng)支護(hù)。錨桿間排距為800 mm×800 mm，幫部使用?22 mm×2 250 mm麻花頭圓鋼錨桿，錨固長度350 mm，設(shè)計(jì)錨固力50 kN；頂板使用?22 mm×2 600 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，150 mm×150 mm×8 mm 拱形預(yù)應(yīng)力鋼托板，錨固長度700 mm，設(shè)計(jì)錨固力100 kN。錨索規(guī)格：索繩使用?17.8 mm×8 000 mm預(yù)應(yīng)力鋼絞線，錨固長度1.4 m，設(shè)計(jì)錨固力200 kN，間排距為1 800 mm×1 800 mm。

2 礦山壓力顯現(xiàn)分析

2.1 支承壓力分布

工作面回采過程中回采巷道圍巖應(yīng)力將重新分布，相鄰煤柱和實(shí)體煤兩側(cè)的切向應(yīng)力也隨之改變，在工作面前方和回采巷道側(cè)方形成支承壓力[15]。工作面超前支承壓力分布如圖2所示，巷道兩側(cè)支承壓力分布如圖3所示。其中a為壓力增高區(qū)、b為壓力降低區(qū)、c為原巖應(yīng)力區(qū)。

圖2 工作面超前支承壓力分布圖

圖3 巷道兩側(cè)支承壓力分布圖

2.2 巷道破壞特征

在2407工作面回采過程中，回風(fēng)巷道發(fā)生了嚴(yán)重的破壞變形。根據(jù)現(xiàn)場觀測結(jié)果，巷道破壞特征主要表現(xiàn)為：巷道底板變形量大于頂板變形量，最大底鼓量為1 250 mm，頂板最大位移量為85 mm，均位于巷道中部靠近煤柱一側(cè)；巷道煤柱側(cè)幫部和實(shí)體煤側(cè)幫部變形量存在較大差異，煤柱幫最大變形量為315 mm，實(shí)體煤幫最大變形量為207 mm。巷道底鼓現(xiàn)象比較嚴(yán)重，導(dǎo)致巷道內(nèi)的行人、通風(fēng)、運(yùn)輸受到嚴(yán)重影響，現(xiàn)場需要采用挖底、擴(kuò)幫等措施才能滿足正常生產(chǎn)需要。

筆者主要分析2407工作面回采過程中巷道兩側(cè)形成的支承壓力對巷道底板變形的影響，不考慮工作面前方形成的超前支承壓力對巷道底板變形的影響。

3 支承壓力引起巷道底鼓

3.1 巷道底板力學(xué)模型建立

工作面回采過程中巷道圍巖應(yīng)力將重新分布，巷道底板在煤幫兩側(cè)支承壓力作用下將出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。工作面回采后巷道的最終應(yīng)力狀態(tài)由初始應(yīng)力狀態(tài)和回采過程產(chǎn)生的應(yīng)力狀態(tài)構(gòu)成。由于初始應(yīng)力狀態(tài)下巷道不產(chǎn)生變形，則工作面回采后巷道的最終變形量由回采過程中產(chǎn)生的變形量決定[16]。假設(shè)煤柱和實(shí)體煤兩側(cè)的支承壓力分布相同，為了計(jì)算方便，對煤壁兩側(cè)壓力增高區(qū)載荷及壓力降低區(qū)載荷進(jìn)行線性簡化。以巷道底板中心為原點(diǎn)，沿巷道水平向右為x軸正方向，垂直底板向下為y軸正方向，建立直角坐標(biāo)系。在建立模型過程中，將引入等效載荷的概念，巷道底板等效載荷的力學(xué)模型如圖4所示。

圖4 巷道底板等效載荷力學(xué)模型

3.2 確定支承壓力作用下巷道底鼓量

根據(jù)圖4建立的巷道底板力學(xué)模型，可得在支承壓力作用下底板所承受的載荷為：

(1)

式中：l1為巷道寬度的一半，m；l2為煤幫破裂區(qū)到巷道中心的距離，m；l3為煤幫塑性區(qū)到巷道中心的距離，m；l4為煤幫彈性區(qū)到巷道中心的距離，m；k為集中應(yīng)力系數(shù)；p為原巖應(yīng)力，MPa；σp為巷道煤壁對底板的作用力，MPa。

由彈性力學(xué)可知，為了保證位移分量u和w的存在，變形分量必須滿足相容方程[17]，即：

(2)

(3)

式中：εx、εy分別為x和y方向的線應(yīng)變；γxy為x與y兩正方向的切應(yīng)變；σx、σy分別為x和y方向的應(yīng)力；fx、fy分別為x和y方向的巖體體力分量；μ為泊松比。

由于底板巖體體力分量fx、fy為常量，則式(3)可簡化為：

(4)

由彈性力學(xué)可知，在體力不變的情況下，存在一個應(yīng)力函數(shù)Φ，滿足重調(diào)和方程：

(5)

應(yīng)力函數(shù)與應(yīng)力分量σx、σy、τxy的關(guān)系為：

(6)

根據(jù)幾何方程和物理方程可以確定位移分量：

(7)

式中：G為切變模量，MPa；τxy為x與y兩正方向的切應(yīng)力,MPa。

巷道底板表面處，邊界條件為：

(8)

式中：p(x)為巷道底板所承受的載荷，MPa；w為巷道底板垂直方向位移量，m。

求解過程中，采用傅里葉積分變換方法中的余弦和正弦變換，函數(shù)f(t)的傅里葉積分變換公式如下[18]：

(9)

其對應(yīng)的逆變換公式為：

(10)

根據(jù)式(9)對式(5)～(7)進(jìn)行傅里葉余弦或正弦變換，則位移分量的傅里葉變換式如下：

(11)

式中A、B為積分常數(shù)。

根據(jù)巷道底板表面處的邊界條件可確定出積分常數(shù)A、B，則可以得到巷道底板位移表達(dá)式：

(12)

式中J1(·)為第一類1階貝塞爾函數(shù)。

由式(12)中的第2式可得，巷道底板巖層表面處的位移為：

(13)

利用貝塞爾函數(shù)的性質(zhì)，可以得出在支承壓力作用下，巷道底板最大底鼓量為：

(14)

式中：E為彈性模量，GPa；γ為巖層平均重度，kN/m3；H為煤層埋深，m。

分析式(14)可知，在支承壓力作用下，巷道底板最大底鼓量發(fā)生在巷道中心位置，并且巷道底板最大底鼓量與底板彈性模量呈負(fù)相關(guān)關(guān)系；與底板泊松比的平方呈負(fù)相關(guān)關(guān)系；與上覆巖層載荷γH呈正相關(guān)關(guān)系；與煤幫彈性區(qū)到巷道中心的距離呈正相關(guān)關(guān)系。

根據(jù)玉華煤礦2407工作面回風(fēng)巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、圍巖特性、地質(zhì)環(huán)境等條件,取泊松比μ=0.4,彈性模量E=1 GPa,H=600 m,γ=23 kN/m3,煤幫彈性區(qū)到巷道中心的距離l4=36 m。

將上述參數(shù)值代入到式(14)中可以計(jì)算出由支承壓力產(chǎn)生的底鼓量為192 mm?，F(xiàn)場監(jiān)測得到巷道總底鼓量為1 250 mm，則支承壓力引起的巷道底鼓量占總底鼓量的15.4%。

4 數(shù)值模擬分析

4.1 建立數(shù)值模型

采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對玉華煤礦2407工作面回風(fēng)巷道進(jìn)行數(shù)值計(jì)算分析。模型設(shè)計(jì)為 120 m(x軸)×80 m (y軸)×45 m (z軸)，共劃分 64 000 個單元、68 630個節(jié)點(diǎn)。模擬過程中，采用Mohr-Coulomb模型，選擇大應(yīng)變模式。模型上表面采用應(yīng)力邊界條件，上表面按上覆巖層的自重計(jì)算，施加相對應(yīng)的垂直應(yīng)力13.8 MPa，水平應(yīng)力16.5 MPa。底面固定，4個側(cè)面限制水平位移，計(jì)算過程首先建立模型，然后生成原巖應(yīng)力場，開挖巷道并支護(hù)，最后進(jìn)行回采工作面計(jì)算。數(shù)值計(jì)算模型如圖5所示。

圖5 回風(fēng)巷道數(shù)值計(jì)算模型圖

2407工作面直接頂為粉砂巖、細(xì)砂巖，水平及波狀層理，見植物根莖化石，厚度為3.50～10.72 m，平均厚度為6.45 m，屬于中等堅(jiān)硬至極不堅(jiān)硬頂板；老頂為細(xì)砂巖、中砂巖，局部老頂中含礫石，平均厚度為12.90 m，屬于中等穩(wěn)定頂板；偽頂為泥巖、砂質(zhì)泥巖，厚度為0.30～0.70 m，平均厚度為0.50 m；煤層為4-2煤，以半亮型為主，瀝青光澤；直接底板為泥巖、炭質(zhì)泥巖，厚度為0.80～2.51 m，一般厚度為1.40 m；其下為根土巖、砂質(zhì)泥巖，厚度為2.50～14.62 m，一般厚度為9.52 m。

煤層及頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 煤巖層力學(xué)參數(shù)

4.2 煤柱寬度對底鼓的影響

工作面回采過程中，巷道圍巖應(yīng)力將重新分布，相鄰煤柱和實(shí)體煤兩側(cè)的切向應(yīng)力也隨之改變。通過現(xiàn)場觀測了解到2407工作面回風(fēng)巷道底板破壞比較嚴(yán)重，并且煤柱幫底部也發(fā)生了破壞。分析可知，回風(fēng)巷道底鼓現(xiàn)象嚴(yán)重的原因可能是由于鄰近采空區(qū)煤柱寬度留設(shè)過大導(dǎo)致工作面回采過程中應(yīng)力疊加所致。因此，分析不同煤柱寬度下巷道兩幫煤柱側(cè)及煤壁側(cè)垂直應(yīng)力分布有重要意義。采用FLAC3D軟件模擬計(jì)算得到不同煤柱寬度下2407工作面回風(fēng)巷道兩幫煤柱側(cè)及煤壁側(cè)垂直應(yīng)力分布曲線，如圖6所示。

圖6 不同寬度煤柱下回風(fēng)巷道兩幫煤柱側(cè)及煤壁側(cè)垂直應(yīng)力分布曲線

由圖6可知，當(dāng)煤柱寬度不同時(shí)，煤柱側(cè)和煤壁側(cè)所受的垂直應(yīng)力也不同。隨著煤柱寬度增大，煤壁側(cè)所受應(yīng)力逐漸降低，煤柱側(cè)所受應(yīng)力逐漸增高。當(dāng)煤柱寬度為10、15、20 m時(shí)，煤柱所受應(yīng)力全部低于原巖應(yīng)力；當(dāng)煤柱寬度為 25 m 時(shí)，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為14.8 MPa，煤柱具有明顯承載能力，并且煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力呈對稱分布；當(dāng)煤柱寬度為30、35 m時(shí)，煤柱大部分范圍所受應(yīng)力高于原巖應(yīng)力，并且呈現(xiàn)不同幅度增大。巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增高部分影響范圍達(dá)55 m。

通過上述分析可知，工作面回采過程中煤柱所受應(yīng)力隨著煤柱寬度的增加而呈不同幅度增大。為避免因采動導(dǎo)致煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力增大而對巷道產(chǎn)生的影響，煤柱寬度不宜大于25 m。當(dāng)煤柱寬度為 25 m 時(shí)，在工作面回采過程中，支承壓力對巷道底板破壞的影響最小。

5 現(xiàn)場觀測

5.1 塑性區(qū)范圍分析

為了得到煤柱側(cè)和煤壁側(cè)幫部塑性區(qū)范圍，現(xiàn)場采用鉆孔窺視儀對巷道兩幫進(jìn)行觀測。2407工作面回風(fēng)巷道煤柱側(cè)幫部不同位置破壞區(qū)探測圖如圖7 所示。

(a)6.0 m(b)4.0 m

(c)3.0 m(d)0.5 m

由圖7可知，在煤柱側(cè)幫部6.0 m處，巷道還未發(fā)生破壞，圍巖比較完整；在煤柱側(cè)幫部3.0～0.5 m內(nèi)，巷道圍巖出現(xiàn)不連續(xù)情況，說明塑性區(qū)范圍在3.0～0.5 m；在煤柱側(cè)幫部0～0.5 m內(nèi)，巷道圍巖基本已經(jīng)全部破碎，則此區(qū)域?yàn)閲鷰r破碎區(qū)。

2407工作面回風(fēng)巷道煤壁側(cè)幫部不同位置破壞區(qū)探測圖如圖8所示。

(a)6.0 m(b)4.0 m

(c)2.5 m(d)0.5 m

由圖8可知，在煤壁側(cè)幫部6.0～2.5 m內(nèi)，巷道還未發(fā)生破壞，圍巖比較完整；在煤壁側(cè)幫部 2.5 m處，巷道圍巖逐漸出現(xiàn)破壞區(qū)；在煤壁側(cè)幫部2.5～0.5 m內(nèi)，巷道圍巖出現(xiàn)不連續(xù)情況，說明塑性區(qū)范圍在2.5～0.5 m；在煤壁側(cè)幫部0～0.5 m內(nèi)，巷道圍巖基本全部破碎，則此區(qū)域?yàn)閲鷰r破碎區(qū)。

綜上分析可知，受深井回采巷道工作面采動影響，靠近采空區(qū)一側(cè)的圍巖比遠(yuǎn)離采空區(qū)一側(cè)的圍巖變形要大，并且塑性區(qū)范圍也較大。這是由于采動應(yīng)力在傳遞時(shí)巷道起到了卸壓槽的作用，使得應(yīng)力傳遞被中斷。

5.2 工業(yè)性試驗(yàn)分析

根據(jù)研究成果，進(jìn)行現(xiàn)場工業(yè)性試驗(yàn)分析。銅川玉華煤礦2403工作面位于二盤區(qū)東翼，工作面回風(fēng)巷道煤柱留設(shè)寬度為25 m，其地質(zhì)情況與2407工作面類似。在巷道中距離回采工作面80 m處布置礦壓觀測站，在測站內(nèi)頂板、底板、煤柱幫、煤壁幫均勻布置礦壓觀測點(diǎn)，監(jiān)測2403工作面回采期間巷道圍巖變形量，結(jié)果如圖9所示。

圖9 巷道圍巖變形量監(jiān)測曲線

由圖9可知，頂板最大下沉量為86 mm，底板最大底鼓量為615 mm，煤柱側(cè)幫部最大變形量為 207 m，煤壁側(cè)幫部最大變形量為184 m。2403工作面回采巷道內(nèi)行人、通風(fēng)、運(yùn)輸、排水都能夠正常進(jìn)行，巷道圍巖變形控制效果較好。實(shí)踐表明，煤柱尺寸對巷道圍巖變形具有一定的影響，留設(shè)25 m煤柱與留設(shè)30 m煤柱相比較，巷道底鼓量明顯減小。

6 結(jié)論

1)工作面回采過程中在巷道兩側(cè)形成固定支承壓力，通過建立巷道底板力學(xué)分析模型，推導(dǎo)出在支承壓力作用下巷道底板最大底鼓量的表達(dá)式。經(jīng)計(jì)算，支承壓力引起的巷道底鼓量占總底鼓量的15.4%。

2)通過FLAC3D軟件模擬得到不同寬度煤柱條件下巷道煤柱側(cè)及煤壁側(cè)垂直應(yīng)力分布。當(dāng)煤柱寬度為25 m時(shí)可減小采動影響，支承壓力對巷道底鼓變形的影響最小。

3)在采動影響下，巷道兩側(cè)幫部塑性區(qū)呈不對稱分布。煤柱側(cè)幫部塑性區(qū)范圍較大，煤壁側(cè)幫部塑性區(qū)范圍較小。說明采動應(yīng)力在傳遞時(shí)巷道起到了卸壓槽的作用，使得應(yīng)力傳遞被中斷。