何富連，盧 恒，秦賓賓，宋佳宇，王保強(qiáng)

(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京 100083)

我國10～20m及以上的特厚煤層儲量豐富，其分布遍布神東、新疆、陜北、山西等各大煤炭基地[1，2]。綜合機(jī)械化放頂煤開采以高產(chǎn)、高效、安全性好等優(yōu)點(diǎn)在厚及特厚煤層開采中得到廣泛應(yīng)用并發(fā)揮出巨大作用，促進(jìn)了我國煤炭行業(yè)的發(fā)展[3-7]。綜放開采時，為了保證下區(qū)段回采巷道的穩(wěn)定常常采用留設(shè)20～40m寬的護(hù)巷煤柱，然而由于寬煤柱的存在常常使巷道處于高支撐壓力區(qū)，導(dǎo)致巷道變形破壞嚴(yán)重，增加了巷道維護(hù)難度[8，9]。在特厚煤層條件下，留設(shè)寬煤柱也使得大量煤炭資源無法回收造成巨大的資源浪費(fèi)。因此，確定特厚煤層綜放開采區(qū)段煤柱合理寬度及合理支護(hù)手段對于綜放沿空巷道的穩(wěn)定及煤炭資源的節(jié)約具有重要意義。

大量學(xué)者對綜放沿空巷道煤柱合理寬度及巷道控制方面進(jìn)行了研究[10-14]，取得了較為豐富的成果。但由于我國煤礦眾多，各礦地質(zhì)生產(chǎn)條件不盡相同，在生產(chǎn)實(shí)踐中需根據(jù)實(shí)際情況進(jìn)行分析。以馬道頭煤礦8201特厚煤層工作面為研究對象，采用理論計(jì)算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)測等方法確定區(qū)段煤柱合理寬度并提出采用“不對稱錨索桁架+煤柱幫錨桿索支護(hù)+煤柱幫注漿”的聯(lián)合控制技術(shù)，在現(xiàn)場試驗(yàn)中控制效果較好，為類似礦井提供參考。

1 工程概況

大同礦區(qū)馬道頭煤礦8201工作面東部為已回采的8202工作面，西部為8203工作面，北部為盤區(qū)回風(fēng)大巷、運(yùn)輸大巷和輔運(yùn)大巷，工作面相對位置如圖1所示。該工作面主采煤層為3#—5#煤層，煤層平均平均埋深400m，厚度約為14m，煤層平均傾角3°。根據(jù)煤層綜合柱狀圖得知：基本頂為20m厚的中粗砂巖，直接頂由平均厚度5.2m的粉砂巖及炭質(zhì)泥巖組成，直接底為5.5m厚的泥巖，基本底為14m的粗砂巖。

圖1 工作面相對位置

8201工作面處于回采階段，其中的8201回風(fēng)巷留設(shè)30m的護(hù)巷煤柱，8201工作面回采期間，8201回風(fēng)巷呈現(xiàn)劇烈礦壓顯現(xiàn)：①頂板煤體異常破碎，網(wǎng)兜現(xiàn)象顯著，W鋼帶彎曲撕裂現(xiàn)象較多，頂板最大下沉量近500mm，頂板整體凹凸不平；②兩幫向外發(fā)生擠出變形，煤柱幫變形量約550mm，實(shí)體煤側(cè)約400mm，兩幫網(wǎng)兜現(xiàn)象明顯。綜上所述，該礦煤柱留設(shè)寬度和支護(hù)技術(shù)，在浪費(fèi)大量煤炭資源的同時，還導(dǎo)致回采巷道處于高支承壓力區(qū)，使得巷道變形破壞嚴(yán)重，對煤炭資源安全開采帶來威脅。為解決上述難題，擬在下工作面8203回風(fēng)巷進(jìn)行沿空掘巷試驗(yàn)，確定合理的煤柱寬度并提出能夠確保綜放沿空巷道圍巖穩(wěn)定的支護(hù)技術(shù)。

2 綜放工作面?zhèn)认蝽敯迤茢辔恢糜?jì)算

隨著工作面向前推進(jìn)，工作面端頭與下工作面連接處基本頂發(fā)生破斷形成關(guān)鍵塊B，破斷位置大致位于煤體內(nèi)彈塑性交界處。關(guān)鍵塊B一端回轉(zhuǎn)下沉受到采空區(qū)矸石支撐，另一端在煤壁斷裂，并與相鄰巖塊相互咬合形成鉸接結(jié)構(gòu)[15]。由“內(nèi)外應(yīng)力場”理論[16]可知，以關(guān)鍵塊B在煤體上的斷裂線為界，根據(jù)支承壓力的大小將煤體上的支承壓力分為“內(nèi)應(yīng)力場”和“外應(yīng)力場”。其中，斷裂線到煤壁間煤體由于承受斷裂拱內(nèi)巖層自重而處于低應(yīng)力狀態(tài)為“內(nèi)應(yīng)力場”；斷裂線到煤體內(nèi)部煤體承受采動引起的集中應(yīng)力而處于高應(yīng)力狀態(tài)為“外應(yīng)力場”，如圖2所示。

圖2 采空區(qū)側(cè)向基本頂破斷結(jié)構(gòu)

根據(jù)材料力學(xué)相關(guān)理論，煤體內(nèi)的垂直應(yīng)力可表示為：

σy=Gxyx

(1)

式中，σy為煤體內(nèi)x處垂直應(yīng)力，Pa；Gx為煤體內(nèi)x處煤的剛度，Pa；yx為煤體內(nèi)x處煤體壓縮量，m。

在內(nèi)應(yīng)力場范圍內(nèi)，煤壁邊緣煤體壓縮量達(dá)到最大值，設(shè)最大壓縮量為y0，而在斷裂線處煤體壓縮量約為0；在煤壁深處，由于構(gòu)造應(yīng)力的存在而構(gòu)造應(yīng)力以水平壓應(yīng)力為主，使得煤體處于三向受力狀態(tài)抑制煤體豎向壓縮，導(dǎo)致煤體剛度較大，設(shè)斷裂線處煤體剛度為G0，煤壁邊緣煤體破壞嚴(yán)重剛度約為0。

為簡化計(jì)算，將內(nèi)應(yīng)力場范圍內(nèi)煤體剛度和煤體壓縮量看成線性變化得：

式中，x0為內(nèi)應(yīng)力場寬度，m。

聯(lián)立式(1)、式(2)得內(nèi)應(yīng)力場內(nèi)支承壓力F為：

根據(jù)“內(nèi)外應(yīng)力場理論”[17]，采空區(qū)周圍煤體內(nèi)應(yīng)力場范圍的垂直支承壓力約等于工作面初次來壓前基本頂自重，因此可得：

F=ShC0·γ

(4)

式中，S為工作面傾斜長度，m；h為基本頂厚度，m；γ為基本頂容重，kN/m3；C0為工作面初次來壓步距，m。

由圖2可知：

式中，L為關(guān)鍵塊B側(cè)向斷裂長度，m；Δh為基本頂下沉量，m。

基本頂下沉量為：

Δh=M-m(Kp-1)

(6)

式中，m為直接頂厚度，m；M為煤層厚度，m；Kp為直接頂碎漲系數(shù)。

關(guān)鍵塊B的側(cè)向長度長度可由下式計(jì)算[18]：

式中，L0為工作面周期來壓步距，m。

內(nèi)應(yīng)力場內(nèi)煤體處于塑性狀態(tài)，其剛度為：

式中，E為煤的楊氏模量，Pa；μ為煤的泊松比；ξ為煤壁完整性系數(shù)。

由式(3)、式(4)得：

由式(5)、式(6)、式(7)得：

將式(8)、(10)帶入式(9)解得內(nèi)應(yīng)力場x0的范圍為：

根據(jù)8201工作面的生產(chǎn)地質(zhì)條件和實(shí)驗(yàn)室分析進(jìn)行代入求解：煤體泊松比μ為0.35，彈性模量E為3.83GPa；煤體完整性系數(shù)ξ為0.75；覆巖平均容重γ取25kN/m3；基本頂厚度h為17m；工作面長度S為240m；基本頂初次來壓步距C0為50m；周期來壓步距L0約為27m；煤層平均厚度M為14m；直接頂厚度m為5.4m；直接頂碎漲系數(shù)Kp取1.3。計(jì)算得出x0為6.42m，即基本頂側(cè)向斷裂線距離采空側(cè)煤壁為6.42m。

3 數(shù)值模擬分析

3.1 模型建立

以8201工作面實(shí)際地質(zhì)條件為基礎(chǔ)，建立尺寸為400m×250m×81m(x，y，z)的數(shù)值模擬模型，圍巖本構(gòu)關(guān)系采用摩爾-庫侖模型，模型邊界條件設(shè)置為底面及側(cè)面邊界固定，采空區(qū)采用雙屈服模型模擬冒落矸石對頂板的支撐。模型上覆巖層厚度H約為350m，工作面上覆巖層平均密度ρ取2500kg/m3，重力加速度g為9.8m/s2，模型上覆巖層載荷q=ρgH=2500×9.8×350=8.75MPa。根據(jù)物理力學(xué)實(shí)驗(yàn)和該礦現(xiàn)場資料確定煤巖參數(shù)見表1。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)

3.2 采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布

為了分析工作面開采引起的側(cè)向支承壓力分布，并進(jìn)一步確定側(cè)向煤體的“內(nèi)、外應(yīng)力場”范圍，模擬了8201工作面推進(jìn)160m時采空區(qū)側(cè)向垂直應(yīng)力分布。通過Tecplot軟件提取的采空區(qū)側(cè)煤壁到實(shí)體煤內(nèi)部100m范圍的垂直應(yīng)力如圖3所示。

圖3 采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布曲線

由圖3可知：①工作面采空后側(cè)向支承壓力影響范圍約為90m，其中應(yīng)力峰值距離采空區(qū)約18m，峰值大小為33.7MPa，最大應(yīng)力集中系數(shù)為3.5，表明特厚煤層工作面的支承壓力影響范圍、應(yīng)力峰值大小與范圍和應(yīng)力集中系數(shù)都大于常規(guī)工作面；②煤壁邊緣支承應(yīng)力最小且低于原巖應(yīng)力，應(yīng)力值最小為4.5MPa，表明煤壁受工作面采動影響破壞嚴(yán)重，支承能力大大減弱，導(dǎo)致應(yīng)力向煤壁深處轉(zhuǎn)移；③采空區(qū)側(cè)向距離煤壁約0～6m范圍煤體支承應(yīng)力低于原巖應(yīng)力處于低應(yīng)力狀態(tài)，說明內(nèi)應(yīng)力場范圍為6m，與理論計(jì)算相差不大；0～6m范圍煤體支承應(yīng)力不斷增加，表明隨著距煤壁距離增加，煤體破壞程度減小支承能力逐漸增大，處于塑性狀態(tài)的煤體保留一定的承載能力。

3.3 煤柱尺寸確定

由上述理論計(jì)算及數(shù)值模擬結(jié)果可知，采空區(qū)基本頂破段位置約位于煤壁內(nèi)6m處。沿空巷道寬度為5m，由圖3可知：若煤柱寬度小于6m，則巷道處于較低應(yīng)力環(huán)境，但此時基本頂于巷道頂板斷裂對巷道穩(wěn)定影響大，不利于巷道維護(hù)，且斷裂線到煤壁間煤體處于塑性狀態(tài)錨桿不能錨固在彈性區(qū)；若煤柱寬度大于30m使巷道位置接近原巖應(yīng)力區(qū)，巷道穩(wěn)定性良好但煤炭資源損失嚴(yán)重；若煤柱寬度為10～30m，巷道處于支承壓力劇烈影響區(qū)巷道變形破壞難以控制。綜上所述，選擇采用8m寬的護(hù)巷煤柱進(jìn)行沿空掘巷，既保證巷道處于較低應(yīng)力環(huán)境又極大限度的降低了煤炭損失。

3.4 沿空巷道變形特征

在8m寬窄煤柱條件下沿空巷道掘進(jìn)后巷道頂板及兩幫位移分布曲線如圖4所示。由圖4可知：在窄煤柱條件下巷道頂板下沉量表現(xiàn)為非對稱分布，其中實(shí)體煤側(cè)頂板下沉量明顯大于煤柱側(cè)，巷道中部頂板下沉量最大達(dá)到437.7mm。巷道兩幫鼓出量同樣表現(xiàn)為非對稱分布，煤柱幫最大鼓出量為543.5mm，而實(shí)體煤幫最大為297.2mm，煤柱幫遠(yuǎn)大于實(shí)體煤幫鼓出量，鼓出量較大部位均集中在兩幫中部。

圖4 巷道圍巖位移量分布曲線

4 沿空巷道圍巖控制

4.1 特厚煤層綜放窄煤柱沿空巷道維護(hù)難點(diǎn)

結(jié)合8201工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件可知，在8m寬窄煤柱條件下8203回風(fēng)巷圍巖控制難點(diǎn)：①特厚煤層工作面開采高度大導(dǎo)致工作面上覆巖層活動劇烈，活動時間長，從而對四圍煤巖體應(yīng)力環(huán)境產(chǎn)生巨大影響，不利于沿空巷道圍巖穩(wěn)定。②巷道周圍為煤體，其物理力學(xué)性能差，沿空巷道圍巖先后受到8201運(yùn)輸巷掘進(jìn)、8201工作面回采及沿空巷道掘進(jìn)影響，使得巷道圍巖破壞嚴(yán)重。③由前文分析可知基本頂破段位置為煤壁內(nèi)約6m處，即斷裂線位于煤柱上方，基本頂回轉(zhuǎn)下沉對煤柱形成擠壓破壞，而實(shí)體煤幫作為一個整體其完整性和承載能力均強(qiáng)于煤柱幫，導(dǎo)致巷道靠近煤柱幫更容易發(fā)生變形破壞。

針對8203回風(fēng)巷圍巖控制難點(diǎn)，提出“不對稱錨索桁架+煤柱幫錨桿索支護(hù)+煤柱幫注漿”的聯(lián)合控制技術(shù)。

4.2 不對稱錨索桁架力學(xué)分析

不對稱錨索桁架主體由高強(qiáng)度錨索、鋼筋梯子梁和槽鋼組成。以往錨索間常常采用W鋼帶進(jìn)行連接，在實(shí)踐中發(fā)現(xiàn)W鋼帶會因回采巷道頂板水平運(yùn)動產(chǎn)生嚴(yán)重變形甚至撕裂破壞，這種情況在窄煤柱情況下更為嚴(yán)重。而不對稱錨索桁架錨索間采用高強(qiáng)度鋼筋梯子梁連接，靠近煤柱側(cè)配以槽鋼托梁，在安裝時桁架系統(tǒng)偏向于煤柱幫，加強(qiáng)對煤柱側(cè)破碎頂板的支護(hù)。

為了分析不對稱錨索桁架支護(hù)后頂板彎矩減少量，建立如圖5所示的不對稱錨索桁架支護(hù)力學(xué)模型。設(shè)每根錨索對頂板預(yù)緊力為F，剛性較大的槽鋼托梁連接兩根錨索，其對頂板作用力視為均布載荷p=2F/c，ΔP1、ΔP2分別為錨索桁架作用后實(shí)體煤幫和煤柱幫對頂板作用力的減少量。

圖5 不對稱錨索桁架力學(xué)模型

由豎直方向平衡得：

F+pc-ΔP1-ΔP2=0

(12)

由∑Mo=0可得：

ΔP2e-Fa-pc(e-d-c/2)=0

(13)

式中，e為巷道寬度；a為靠實(shí)體煤錨索與實(shí)體煤壁距離；b為靠實(shí)體煤錨索與中間錨索距離；c為槽鋼托梁長度；d為靠煤柱側(cè)錨索與煤柱幫距離。

聯(lián)立式(12)、式(13)并將p=2F/c帶入得：

通過對模型各段內(nèi)彎矩進(jìn)行求解，得出運(yùn)用不對稱錨索桁架后巷道寬度方向各段彎矩變化量為：

8203回風(fēng)巷寬5m，假設(shè)靠煤柱側(cè)錨索與煤柱幫距離為0.8m，靠實(shí)體煤錨索與實(shí)體煤壁距離為1.4m，靠實(shí)體煤錨索與中間錨索距離為1.4m，槽鋼托梁長1.4m，單根錨索預(yù)緊力1500kN，帶入式(15)得出頂板彎矩變化量如圖6所示。

圖6 頂板彎矩變化

由圖6可知，采用不對稱錨索桁架支護(hù)后5203回風(fēng)巷頂板彎矩明顯減小，彎曲減少量最大達(dá)到349.8kN·m，彎矩減少量較大部位主要分布在中部及靠近煤柱側(cè)頂板。由此可以得出不對稱錨索桁架結(jié)構(gòu)能夠通過降低巷道頂板彎矩來達(dá)到對巷道頂板特別是靠煤柱幫的控制。

5 工程實(shí)踐與現(xiàn)場監(jiān)測

5.1 工程實(shí)踐

以8203回風(fēng)巷為試驗(yàn)巷道進(jìn)行現(xiàn)場工業(yè)性試驗(yàn)。該巷沿煤層底板掘進(jìn)，巷道凈寬5m，凈高3.9m，巷道頂板采用不對稱錨索桁架配合錨桿進(jìn)行支護(hù)，煤柱幫采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)配合馬麗散注漿對破碎煤體進(jìn)行加固。

注漿材料馬麗散為雙組高分子聚亞胺膠脂材料，具有滲透性強(qiáng)、粘度低、膠結(jié)強(qiáng)度高等特點(diǎn)。注漿時在煤柱幫每排布置2個注漿孔，每排間距為3000mm，上部注漿孔與頂板距離1000mm，傾角30°，與巷道軸線水平夾角45°；下部注漿孔與底板距離1050mm傾角0°，與巷道軸線水平夾角45°。上部注漿孔深度6928mm，下部注漿孔深度6000mm。

巷道具體支護(hù)形式與參數(shù)如下：①頂板每排布置6根?20mm×2600mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距900mm×900mm，兩側(cè)錨桿與水平方向夾角為75°，錨桿使用1根MSZ2360中速樹脂錨固劑和1根MSK2360快速樹脂錨固劑。不對稱錨索桁架采用三根?17.8mm×9250mm的鋼絞線錨索，間排距1400mm×1600mm，其中靠煤柱側(cè)錨索與煤柱幫距離800mm，靠實(shí)體煤錨索與實(shí)體煤壁距離為1400mm，兩側(cè)錨索與豎直方向夾角為15°，每根錨索使用1卷MSK2335和2卷MSZ2360樹脂錨固劑；②兩幫每排布置4根20mm×2600mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1000×900mm，上部尖角處錨桿距頂板300 mm，底角錨桿距底板600mm，兩幫角錨桿與水平方向夾角為15°。煤柱幫每排布置兩根?17.8mm×5250mm的鋼絞線錨索，間排距2000mm×900mm，錨索與水平方向夾角為15°，上部錨索距頂板800mm，下部錨索距底板1100mm。

5.2 控制效果

為了對8203回風(fēng)巷在上述控制方案下的運(yùn)用效果進(jìn)行評價(jià)，采用十字布點(diǎn)法對巷道頂板下沉量和兩幫移進(jìn)量監(jiān)測，測站位置距離工作面切眼150m，觀測結(jié)果如圖7所示。

圖7 觀測結(jié)果

由圖7可知，巷道開挖后30d左右巷道頂板下沉量和兩幫移進(jìn)量基本趨于穩(wěn)定值，最終煤柱幫變形為189mm，實(shí)體煤幫變形量為77mm，頂板下沉量為141mm。巷道變形量均在可控的范圍內(nèi)，表明該控制方案對沿空巷道的圍巖控制效果較為理想。

6 結(jié) 論

1)采用“內(nèi)、外應(yīng)力場”理論推導(dǎo)得出工作面?zhèn)认蚧卷斊贫挝恢糜?jì)算公式，計(jì)算得出8201工作面采空區(qū)側(cè)向基本頂位于煤壁內(nèi)6.42m處破斷，結(jié)合采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布曲線和工作面地質(zhì)生產(chǎn)條件，確定窄煤柱寬度為8m。

2)在8m寬窄煤柱條件下，沿空巷道掘進(jìn)后巷道表現(xiàn)為煤柱側(cè)頂板下沉量明顯大于實(shí)體煤側(cè)、煤柱幫鼓出量大于實(shí)體煤幫的非對稱破壞。

3)8203回風(fēng)巷圍巖先后受到8201運(yùn)輸巷掘進(jìn)、8201工作面回采及沿空巷道掘進(jìn)影響使得巷道圍巖破壞嚴(yán)重，加之特厚煤層工作面開采高度大對沿空巷道應(yīng)力環(huán)境產(chǎn)生巨大影響，不利于沿空巷道圍巖穩(wěn)定。

4)針對8201回風(fēng)巷圍巖控制難點(diǎn)，提出采用“不對稱錨索桁架+煤柱幫錨桿索支護(hù)+煤柱幫注漿”的聯(lián)合控制技術(shù)，并用于現(xiàn)場試驗(yàn)，取得較好的控制效果。