劉躍東
(1.中煤科工開采研究院有限公司,北京市朝陽區(qū),100013;2.煤炭科學(xué)研究總院開采研究分院,北京市朝陽區(qū),100013)
沿空留巷是指采用一定支護(hù)技術(shù),沿上一個(gè)工作面采空區(qū)邊緣保留原有巷道,供下一個(gè)工作面復(fù)用的一種無煤柱開采方式[1]。作為煤礦綠色開采的一種方式,沿空留巷技術(shù)已經(jīng)在薄及中厚煤層大量應(yīng)用。其中,留巷的成敗關(guān)鍵在于巷旁充填體的選擇。巷旁充填體最初采用木垛、單體支柱、矸石墻等被動(dòng)支護(hù)方式[2],這些方式無法控制頂板巖層移動(dòng),尤其當(dāng)巷道高度變大時(shí),此類型巷旁支護(hù)存在施工難度大、穩(wěn)定性差、支撐能力弱等問題,因此限制了沿空留巷技術(shù)在中厚煤層中的推廣應(yīng)用。目前巷旁支護(hù)主要有柔?;炷翂?、柔模高水墻、鋼管混凝土墩柱、套管高水墩柱等主動(dòng)支護(hù)方式[3-6],這些方式機(jī)械化水平高、施工速度快、留巷效果好。從巷旁充填體結(jié)構(gòu)而言,混凝土墻體由不同配比的C20~C40混凝土構(gòu)成主體結(jié)構(gòu),外側(cè)對(duì)拉錨桿和鋼筋梯子梁等護(hù)表構(gòu)件形成外約束,高水墻體采用水灰比3∶1~1.5∶1的高水材料配制而成,墩柱采用鋼管和套管等外約束構(gòu)件形成外部結(jié)構(gòu)。
巷旁充填體強(qiáng)度的理論依據(jù)目前主要有分離巖塊力學(xué)模型、頂板傾斜力學(xué)模型、矩形疊加層板彎矩破壞力學(xué)模型、煤體極限平衡梁力學(xué)模型、彈性薄板力學(xué)模型等[7-11]。這些模型中的核心參數(shù)均與頂板斷裂線位置有關(guān),因此學(xué)者對(duì)其進(jìn)行了相關(guān)研究。
王紅勝[12]分析了頂板斷裂位置存在的4種情況,通過理論研究和數(shù)值模擬證明斷裂位置處于巷道頂板上方時(shí),巷旁支護(hù)受力最大,頂板受壓變形可錨性差。張東升等[13-14]發(fā)現(xiàn)采用高強(qiáng)錨桿錨索主動(dòng)支護(hù)與工字鋼棚被動(dòng)支護(hù)相比,頂板斷裂線向采空區(qū)方向偏移,頂煤硬度的增加會(huì)實(shí)現(xiàn)頂板穩(wěn)定承載,斷裂線偏向巷道內(nèi)。文志杰等[15]通過“斷裂拱”和“應(yīng)力拱”對(duì)充填體和煤體的受力時(shí)空特征分析,提出了煤體上方“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”和“外應(yīng)力場(chǎng)”的力學(xué)概念。柏建彪等[16]在傳統(tǒng)頂板“O-X”斷裂基礎(chǔ)上,得出了沿空留巷頂板“關(guān)鍵塊B”的斷裂位置和跨度。陳勇[17]分析了沿空留巷全生命周期內(nèi)煤柱的受力和變形特點(diǎn),提出頂板活動(dòng)經(jīng)歷3個(gè)階段,并根據(jù)“關(guān)鍵塊B”建立相應(yīng)關(guān)鍵塊穩(wěn)定模型。張農(nóng)等[18]對(duì)不同階段采取分區(qū)治理手段,保證圍巖“大-小結(jié)構(gòu)”穩(wěn)定,其中小結(jié)構(gòu)的范圍與斷裂線位置密切相關(guān)。殷帥峰等[19]采用無巷旁充填支護(hù)對(duì)沿空留巷頂板斷裂位置力學(xué)解析和數(shù)值計(jì)算,以剪應(yīng)力最大確定斷裂位置。韓昌良等[20]采用爆破方式人工干預(yù)頂板斷裂位置,降低懸臂長(zhǎng)度、減小附加載荷。
上述研究對(duì)頂板斷裂位置研究具有重要意義,但由于頂板斷裂位置不可見,大多采用理論分析、相似模擬和數(shù)值模擬等手段,現(xiàn)場(chǎng)通過打鉆方法確定斷裂線位置,施工難度大、觀測(cè)效果差。鑒于此,筆者以何家塔煤礦淺埋深中厚煤層為例,通過煤柱安設(shè)鉆孔應(yīng)力計(jì)方式,反演頂板破裂過程中煤柱受力過程,從中確定頂板斷裂位置,進(jìn)而得出合理巷旁支護(hù)強(qiáng)度。
何家塔煤礦主采煤層為5-2煤層,埋深86~245 m,平均156 m,煤厚2.6~3.6 m,平均煤厚3.2 m,煤層傾角1°~5°,直接頂為13.5 m厚的粉砂巖,零星分布粉砂巖、中粒砂巖,直接底為10 m厚的砂質(zhì)泥巖,遇水強(qiáng)度降低,基本頂為中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖等中厚層狀穩(wěn)定巖層。工作面頂?shù)装逯鶢钜妶D1。
圖1 頂?shù)装逯鶢?/p>
留巷巷道為50108工作面運(yùn)輸巷,寬度5.5 m,高度3.2 m,在工作面?zhèn)却蛟O(shè)直徑800 mm混凝土墩柱,間距1.3 m,巷道支護(hù)斷面見圖2。
圖2 50108工作面運(yùn)輸巷支護(hù)斷面
根據(jù)地質(zhì)資料,何家塔煤礦50108工作面直接頂屬于淺埋、厚硬頂板,當(dāng)其來壓破斷后,斷裂位置一般處于巷道實(shí)體煤柱上方,同時(shí)其懸臂長(zhǎng)度較長(zhǎng),會(huì)出現(xiàn)分次斷裂情況,需對(duì)其破斷演化過程進(jìn)行分析。
工作面來壓階段為沿空留巷第二階段,第一階段為掘巷階段,巷道變形不大,變形量可忽略。受超前支承壓力的作用,沿空留巷巷道煤柱側(cè)壓力開始增加,此時(shí)未超過煤體極限強(qiáng)度,煤柱側(cè)應(yīng)力峰值不斷增加,見圖3(a)。
隨著工作面不斷推進(jìn),頂板開始彎曲下沉,形成三邊固支、一邊懸空的薄板,在滯后工作面周期來壓步距內(nèi),發(fā)生“O-X”破斷,由于頂板較為堅(jiān)硬,頂板斷裂的位置位于實(shí)體煤柱側(cè),此時(shí)煤壁已經(jīng)發(fā)生屈服破壞,進(jìn)入塑性區(qū)并產(chǎn)生“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”,煤柱的壓力會(huì)發(fā)生一次突降。根據(jù)懸臂梁理論,在懸臂鉸結(jié)點(diǎn)處力矩為0,此時(shí)對(duì)下方煤柱的壓力最低。因此,壓力下降的位置為頂板斷裂的位置,見圖3(b),根據(jù)破斷后形成的“弧形三角塊”,可根據(jù)式(1)計(jì)算出關(guān)鍵塊B的結(jié)構(gòu)參數(shù):
(1)
式中:S1——內(nèi)應(yīng)力場(chǎng),m;
h——采高,取3.2 m;
A——側(cè)壓系數(shù),取0.3;
K——應(yīng)力集中系數(shù),取2;
γ——上覆巖層平均體積力,25 MN/m3;
M——埋深,取156 m;
c0——煤體內(nèi)聚力,取0.5 MPa;
φ0——煤體內(nèi)摩擦角,取27°;
P——煤幫支護(hù)強(qiáng)度,取0.15 MPa。
根據(jù)計(jì)算可得,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)S1大小為2.4 m。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)經(jīng)驗(yàn),關(guān)鍵塊B的側(cè)向長(zhǎng)度L近似等于周期來壓步距,何家塔工作面實(shí)測(cè)周期來壓步距為11~15 m,因此L大小介于11~15 m。
在工作面發(fā)生周期性破斷后,采空區(qū)矸石、巷旁墩柱、巷內(nèi)支護(hù)、煤體共同承擔(dān)頂板壓力。當(dāng)巷旁支護(hù)體強(qiáng)度較大時(shí),頂板主要為“限定變形”,當(dāng)支護(hù)體強(qiáng)度較小時(shí),頂板主要為“給定變形”。在更高層位巖層垮落壓力加載下,基本頂關(guān)鍵塊B會(huì)發(fā)生斷裂,高強(qiáng)高剛度巷旁充填體支撐會(huì)起到切頂作用。此時(shí)關(guān)鍵塊B的長(zhǎng)度減小,破斷為B1和B2,煤柱的載荷會(huì)發(fā)生二次降低。因此,對(duì)煤柱壓力進(jìn)行監(jiān)測(cè),可得出頂板二次斷裂的時(shí)機(jī)和位置見圖3(c)。
注: 頂板發(fā)生“O-X”破斷,破斷成A、B、C三塊。A塊處于實(shí)體煤柱上方,B快處于巷道上方,C塊處于采空區(qū)上方。 S1為內(nèi)應(yīng)力場(chǎng),S2為應(yīng)力升高區(qū),S3為應(yīng)力降低區(qū)圖3 留巷頂板斷裂結(jié)構(gòu)
傳統(tǒng)的“分離巖塊法”計(jì)算巷旁載荷,表示沿空留巷巷旁充填體上方4倍采高范圍內(nèi)分離巖塊的重量構(gòu)成了巷旁充填體荷載,更高層位沒有力的傳遞。其優(yōu)點(diǎn)為參數(shù)少,在薄及中厚煤層應(yīng)用較廣,缺點(diǎn)為假設(shè)斷裂位置在煤壁側(cè),未考慮斷裂位置和實(shí)體煤柱的支撐。根據(jù)沿空留巷力學(xué)模型(圖4),可由式(2)計(jì)算出實(shí)際載荷:
圖4 沿空留巷力學(xué)模型
式中:q原——傳統(tǒng)巷旁支護(hù)強(qiáng)度,kN/m;
H——直接頂厚度,一般為4倍采高,m;
θ——破斷角,取26°;
bB——留巷后寬度,取4.7 m;
x——巷旁支護(hù)寬度,取0.8 m;
bc——懸頂長(zhǎng)度,取4.5 m;
h——煤層厚度,m;
γ——上覆巖層平均體積力,取25 MN/m3。
考慮實(shí)體煤柱支撐,根據(jù)力矩和力平衡,建立的方程見式(3)、式(4)和式(5):
式中:qx——改進(jìn)巷旁支護(hù)強(qiáng)度,kN/m;
bM——斷裂線進(jìn)入實(shí)體煤柱位置,m;
σ——煤體承載強(qiáng)度,kN/m2;
Q——上方巖層對(duì)分離巖塊的載荷,kN/m2。
根據(jù)上述公式,當(dāng)bM為0時(shí),Q為γ×4h時(shí),上述推導(dǎo)公式(4)和傳統(tǒng)“分離巖塊法”公式(1)計(jì)算的結(jié)果一致。
根據(jù)理論計(jì)算,qx為4 790 kN/m,巷旁墩柱為不連續(xù)支護(hù),墩柱中對(duì)中距離為1.3 m,因此墩柱載荷為6 227 kN,當(dāng)考慮動(dòng)載1.2倍系數(shù)后,需要承擔(dān)載荷7 473 kN。
為了測(cè)試墩柱的極限強(qiáng)度,制作直徑800 mm、高度3 000 mm的混凝土墩柱,主體結(jié)構(gòu)C30等級(jí)混凝土,外部結(jié)構(gòu)采用高強(qiáng)約束套管,在煤炭科學(xué)研究總院采育園區(qū)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室進(jìn)行1∶1測(cè)試(圖5),試驗(yàn)機(jī)壓力可達(dá)20 000 kN,壓力機(jī)采用位移加載方式,位移控制速率為10 mm/min,墩柱受力與變形曲線如圖6所示。
圖5 墩柱試驗(yàn)
圖6 墩柱受力與變形曲線
從圖6可以看出,墩柱加載會(huì)呈現(xiàn)“全應(yīng)力應(yīng)變”曲線,尤其是存在峰后殘余強(qiáng)度,這與傳統(tǒng)混凝土呈現(xiàn)脆性破壞不同,主要原因?yàn)橥獠坎捎脛傂蕴坠芗s束,保證了殘余承載能力。當(dāng)變形為46 mm時(shí),強(qiáng)度達(dá)到8 030 kN,此時(shí)內(nèi)部出現(xiàn)破壞,但整體性較好。在峰后段,出現(xiàn)套管變皺、頂部漲大現(xiàn)象,主要與頂板應(yīng)力集中有關(guān),中下部并未發(fā)生破壞。因此,后續(xù)頂部應(yīng)該加強(qiáng)設(shè)計(jì),最終墩柱殘余變形達(dá)160 mm。
為了監(jiān)測(cè)煤柱側(cè)壓力變化,在不同位置、不同深度安裝鉆孔應(yīng)力計(jì),在距工作面1 900 m和1 850 m位置處安裝不同深度(3 m、6 m、9 m、11 m)鉆孔應(yīng)力計(jì),每個(gè)鉆孔間距為2 m,在距工作面1 800 m和1 750 m位置處安裝不同深度(2 m、5 m、8 m、11 m)鉆孔應(yīng)力計(jì),每個(gè)鉆孔間距也為2 m。工作面推進(jìn)方向?yàn)? 900 m→1 750 m。鉆孔應(yīng)力計(jì)安裝如圖7所示,不同位置鉆孔應(yīng)力計(jì)受力如圖8所示。
圖7 鉆孔應(yīng)力計(jì)安裝
圖8 不同位置鉆孔應(yīng)力計(jì)受力情況
圖8中橫坐標(biāo)數(shù)值負(fù)值代表滯后工作面,正值代表超前工作面。由于9 m、11 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)應(yīng)力變化不大,因此不重點(diǎn)分析。從圖8可以得出以下結(jié)論。
(1)受超前支承壓力的作用,沿空留巷巷道煤柱側(cè)壓力從25 m處開始增加,工作面超前壓力并不大,應(yīng)力上升較慢,主要影響階段為滯后段。距工作面1 900 m位置處由于處在7聯(lián)巷交叉口,受超前影響較早、較大,在超前工作面70 m處,3 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)有應(yīng)力增加。
(2)除距工作面1 900 m位置處鉆孔外,所有3 m深度的鉆孔來壓系數(shù)均大于6 m深度的鉆孔來壓,3 m位置處應(yīng)作為支護(hù)的主控區(qū)。
(3)以距工作面1 900 m位置處鉆孔為例,3 m鉆孔應(yīng)力計(jì)在滯后工作面6 m出現(xiàn)應(yīng)力第一次下降,表明端頭頂板在煤柱3 m處發(fā)生斷裂;3 m、9 m鉆孔應(yīng)力計(jì)在滯后工作面43 m處應(yīng)力第二次下降,表明發(fā)生二次斷裂,兩次斷裂間距37 m。
以距工作面1 800 m位置處鉆孔為例,煤柱2 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)在滯后工作面5 m處出現(xiàn)應(yīng)力第1次下降,表明端頭頂板在2 m處發(fā)生斷裂;2 m、5 m、9 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)在滯后工作面46 m處應(yīng)力第2次下降,表明發(fā)生2次斷裂,2次斷裂間距41 m。
以距工作面1 750 m位置處鉆孔為例,煤柱2 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)在滯后工作面0 m處出現(xiàn)應(yīng)力第1次下降,表明端頭頂板在2 m處發(fā)生斷裂;2 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)在滯后工作面32 m處應(yīng)力第2次下降,表明發(fā)生2次斷裂,2次斷裂間距32 m。
對(duì)比3 m和2 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)變化規(guī)律,說明距離煤壁幫越近,滯后壓力影響越大,產(chǎn)生破壞的時(shí)機(jī)越提前。
(4)3 m和2 m深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)在應(yīng)力降低后,應(yīng)力會(huì)繼續(xù)上升,說明煤柱進(jìn)入塑性區(qū),依然可以承載。一方面與何家塔煤礦煤體較為堅(jiān)硬有關(guān),在加卸載作用下,在錨桿等護(hù)表構(gòu)件側(cè)向約束作用下,煤體即使破碎仍能保持塊狀,實(shí)現(xiàn)有效承載。另一方面與整體支護(hù)系統(tǒng)有效有關(guān),巷內(nèi)強(qiáng)力錨桿錨索、單元支架、巷旁強(qiáng)力墩柱,共同組成穩(wěn)定性較高的支護(hù)系統(tǒng)。
(5)根據(jù)鉆孔應(yīng)力計(jì)后續(xù)監(jiān)測(cè),應(yīng)力在巷道150 m后開始穩(wěn)定,說明頂板活動(dòng)穩(wěn)定范圍在滯后工作面150 m,按照10 m/d推進(jìn)度計(jì)算,滯后影響期為15 d。
為了證明頂板的分次斷裂,對(duì)巷旁支護(hù)墩柱的受力進(jìn)行大量監(jiān)測(cè),現(xiàn)場(chǎng)采用KSE-II型測(cè)力計(jì),為了保護(hù)油壓枕,加工保護(hù)裝置并置于墩柱頂部和頂板之間,在混凝土泵注過程中完成安裝。現(xiàn)對(duì)主要出現(xiàn)的2種受力形式進(jìn)行分析,如圖9所示。
圖9 現(xiàn)場(chǎng)墩柱受力曲線
(1)混凝土墩柱經(jīng)歷了“增-減-增”3個(gè)階段,墩柱的受力與頂板的活動(dòng)密切相關(guān)。圖9(a)的壓力曲線出現(xiàn)次數(shù)較多,根據(jù)頂板的活動(dòng)規(guī)律,呈現(xiàn)相應(yīng)的受力特征,圖9(b)壓力曲線出現(xiàn)次數(shù)較少,分析可能原因?yàn)槭┕そ禹斝Ч^差,前期由相鄰接頂效果好墩柱承載,后期相鄰墩柱產(chǎn)生讓壓后,開始起主要承載功能。
(2)以距工作面1 815 m位置處墩柱為例,在滯后工作面39 m處達(dá)到峰值應(yīng)力7 000 kN,隨后壓力下降至4 750 kN。說明在39 m處,上覆巖層的載荷導(dǎo)致端頭頂板的二次斷裂。由于墩柱滯后打設(shè),未能捕捉到第一次斷裂過程。
(3)以距工作面1 840 m位置處墩柱為例,在滯后工作面120 m處墩柱達(dá)到峰值應(yīng)力3 000 kN,隨后壓力下降至1 850 kN,說明在120 m處,更高層位的頂板仍會(huì)破斷,破斷后頂板懸臂梁長(zhǎng)度降低,墩柱受力降低。最終壓力達(dá)到8 500 kN,現(xiàn)場(chǎng)墩柱并未破壞,說明承載能力至少在8 500 kN以上。
結(jié)合何家塔煤礦50108工作面頂板結(jié)構(gòu),根據(jù)理論分析和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè),確定了沿空留巷端頭頂板斷裂位置,得出了以下沿空留巷規(guī)律:
(1)通過“O-X”理論,計(jì)算得出破斷位置在實(shí)體煤柱側(cè)2.4 m,現(xiàn)場(chǎng)以鉆孔應(yīng)力計(jì)讀數(shù)降低的位置作為破斷位置,實(shí)測(cè)破斷位置在2~3 m;
(2)根據(jù)理論計(jì)算墩柱載荷為7 473 kN,實(shí)驗(yàn)室1∶1比例測(cè)試強(qiáng)度為8 030 kN,在剛性約束套管作用下,墩柱呈現(xiàn)塑性破壞特征;
(3)根據(jù)煤柱應(yīng)力計(jì)2次讀數(shù)降低,反演頂板2次破斷過程,通過巷旁支護(hù)墩柱應(yīng)力變化驗(yàn)證此過程,破斷間距為32~41 m;
(4)巷旁墩柱經(jīng)歷2~3次應(yīng)力變化,當(dāng)墩柱強(qiáng)度快速上升時(shí),能夠有效承擔(dān)頂板壓力,頂板破斷回彈后,墩柱壓力也發(fā)生下降;在滯后工作面120 m處,更高層位的頂板仍會(huì)破斷,同樣會(huì)引起壓力的下降。