朱前進(jìn)

(潞安環(huán)能上莊煤業(yè)有限公司，山西 襄垣 046299)

條帶開采是我國村莊下、重要建筑物下及不宜搬遷建筑 (構(gòu)) 物下等壓煤開采的主要方法之一[1-2]，使用這種方法能夠使地表不發(fā)生或僅發(fā)生輕微的、均勻的移動和變形，既能實現(xiàn)回收部分煤炭資源，又能使地表沉陷得到有效控制[3]。但由于其內(nèi)部復(fù)雜的環(huán)境因素，對于煤礦安全生產(chǎn)和礦區(qū)發(fā)展其他工業(yè)而言依然是潛在的災(zāi)害源。

針對煤柱的失穩(wěn)破壞，專家學(xué)者對此進(jìn)行了大量研究并取得了豐碩成果[4-5]。但是這些研究都未考慮到頂板-煤柱為一個整體。劉洋等[6]從力學(xué)的角度出發(fā)，分析“頂板-煤柱”相互作用下的煤柱受力大小和頂板破壞機(jī)理；賀廣零等[7]依據(jù)板殼理論和非線性動力學(xué)理論對采空區(qū)煤柱-頂板系統(tǒng)失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行了研究，并給出了系統(tǒng)失穩(wěn)的數(shù)學(xué)判據(jù)；陳紹杰，尹大偉等[8-9]認(rèn)為砂巖頂板-煤柱結(jié)構(gòu)體中砂巖破壞是煤樣內(nèi)裂紋擴(kuò)展貫通至其內(nèi)部造成的，且隨巖煤高比增大，煤樣和砂巖破壞程度增大，煤樣更加破碎。

可以發(fā)現(xiàn)，對于頂板-煤柱的研究中，多是討論“煤柱-頂板”系統(tǒng)的破壞機(jī)理，針對泥巖頂板-煤柱共同作用下對煤柱的支護(hù)加固研究較少。伍國軍等[10]針對考慮軟弱夾層的巷道穩(wěn)定性問題，提出了一種非線性損傷演化模型，并采用預(yù)應(yīng)力錨索和反底拱回填及鋼拱架支護(hù)措施，有效遏制了軟弱夾層圍巖失穩(wěn)變形；陳紹杰等[11]對條帶煤柱破壞失穩(wěn)過程和規(guī)律進(jìn)行深入分析，提出使用矸石、漿液等筑成充填墻對條帶煤柱進(jìn)行加固；楊永康等[12]研究發(fā)現(xiàn)通過斷面優(yōu)化及支護(hù)參數(shù)優(yōu)化能夠有效避免大厚度泥巖頂板煤巷的多次翻修，實現(xiàn)一次支護(hù)的長期穩(wěn)定；代小磊等[13]研究發(fā)現(xiàn)，對于軟碎厚泥巖頂板巷道，使用高強(qiáng)度大直徑短錨索配合M鋼帶、鋼筋網(wǎng)、加強(qiáng)錨索等支護(hù)措施來共同組成的高預(yù)應(yīng)力短錨索支護(hù)系統(tǒng)，可在巷道圍巖中產(chǎn)生強(qiáng)大的疊加應(yīng)力場，增強(qiáng)支護(hù)體系的承載能力，使圍巖變形量控制在安全范圍之內(nèi)；贠東風(fēng)等[14]研究發(fā)現(xiàn)，根據(jù)巷道圍巖條件采用錨桿錨索、大托盤、金屬網(wǎng)、混凝土噴層、鋼梁、鋼帶、巷道支架、腿棚等支護(hù)方式聯(lián)合支護(hù)，可以保證大傾角軟頂軟煤回采巷道支護(hù)得到長期穩(wěn)定。

綜上在已有研究內(nèi)容中鮮見針對泥巖-煤柱的支護(hù)，在前期論文中以對泥巖-煤柱的破壞機(jī)制做了初步探究[15]，本文針對這種破壞形式使用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對不同形式的煤柱支護(hù)方式進(jìn)行研究，并選取最佳支護(hù)形式，對后期泥巖頂板下的煤柱破壞控制有一定的理論指導(dǎo)及工程實踐意義。

1 FLAC3D數(shù)值模型建立

基于FLAC3D建模原理，建立煤柱數(shù)值模型，如圖1所示。數(shù)值模型[15]由頂板、煤層、底板這3部分構(gòu)成。模型的尺寸為長370 m，寬100 m，高46 m，模擬地層的參數(shù)為：煤厚6 m，頂板厚20 m，底板厚20 m，埋深600 m。模型頂板上部設(shè)為自由面，在其上施加15 MPa的均布載荷。對底部位移進(jìn)行約束，并對X、Y方向兩側(cè)水平位移加以約束。在條帶煤柱兩側(cè)依次開挖，每次開挖60 m，在煤柱的中部每隔1 m設(shè)置一個監(jiān)測點(diǎn)。巖層巖性參考大南湖一礦巖性參數(shù)[16]，見表1。

表1 各巖層巖性參數(shù)[16]

圖1 數(shù)值試驗?zāi)Ｐ?/p>

2 支護(hù)加固方案及支護(hù)參數(shù)選取

在前期的研究[15]中發(fā)現(xiàn)頂?shù)装鍨槟鄮r地質(zhì)條件時，煤柱塑性區(qū)破壞較其他巖性頂?shù)装遢^大，因此這種地質(zhì)條件對于煤柱承載的長期穩(wěn)定性造成了極大潛在災(zāi)害影響。為使條帶煤柱能保持較高承載能力，使礦井能夠安全穩(wěn)定生產(chǎn)，擬設(shè)計下述方案對其進(jìn)行支護(hù)加固。

方案1：在煤柱兩側(cè)使用錨桿支護(hù)，錨桿為高強(qiáng)度加長錨桿，長度為2 400 mm，間距、排距均為800 mm。

方案2：在煤柱兩側(cè)支護(hù)方案同方案1，在頂板靠近煤柱處使用錨索支護(hù)，錨索長度為5 000 mm，間距、排距為1 000 mm。

方案3：在煤柱兩側(cè)使用錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)，靠近頂板處使用錨索支護(hù)，采用5 000 mm，4 000 mm，3 000 mm遞減布置；中部以下使用錨桿支護(hù)，錨桿及其布置同方案1。

方案4：在煤柱兩側(cè)支護(hù)方案同方案3，在頂板靠近煤柱處使用錨索支護(hù)，錨索長度為5 000 mm，間距、排距為1 000 mm。

錨桿采用D20 mm×2 400 mm高強(qiáng)度左旋連續(xù)螺紋錨桿，錨桿主要參數(shù)為彈性模量200 GPa、數(shù)值剪切剛度1.0×104MN/m2、樹脂粘結(jié)力1.0 MN/m、抗拉強(qiáng)度0.16 MN；頂板錨索采用D17.8 mm×5 000 mm預(yù)應(yīng)力錨索，主要參數(shù)為彈性模量200 GPa、數(shù)值剪切剛度1.0×104MN/m2、樹脂粘結(jié)力2.3 MN/m、抗拉強(qiáng)度0.16 MN；煤柱兩側(cè)選用D17.8 mm×5 000 mm、D17.8 mm×4 000 mm、D17.8 mm×3 000 mm預(yù)應(yīng)力錨索[17]；建立初始模型以后，開挖并支護(hù)相鄰巷道至運(yùn)行穩(wěn)定。支護(hù)示意如圖2所示。

圖2 支護(hù)方案示意

3 不同支護(hù)形式下條帶煤柱應(yīng)力演化規(guī)律及塑性區(qū)分布規(guī)律

3.1 不同支護(hù)形式下條帶煤柱應(yīng)力分布規(guī)律

圖3為不同支護(hù)方案下條帶煤柱中心部位應(yīng)力分布。由圖分析可知：在不同支護(hù)形式下，條帶煤柱上的受力分布出現(xiàn)差異較大。不加支護(hù)時，其最大垂直應(yīng)力出現(xiàn)在距煤柱邊緣7 m處，最大值為25.9 MPa，條帶煤柱未加支護(hù)時在距煤柱邊緣1～3 m處應(yīng)力值遠(yuǎn)小于方案1～方案4在此處的應(yīng)力值。而且未對煤柱進(jìn)行支護(hù)時，在彈性核區(qū)所承受應(yīng)力也小于方案1～方案4在此處的應(yīng)力值。采用方案1、方案2、方案3、方案4進(jìn)行煤柱支護(hù)加固時，其最大垂直應(yīng)力分別出現(xiàn)在距煤柱邊緣6 m、6 m、6 m、5 m處，最大值分別為27.3 MPa、28.0 MPa、28.3 MPa、31.6 MPa。方案4最大垂直應(yīng)力最大且距煤柱邊緣最近，方案2、方案3最大垂直應(yīng)力相近且距煤柱距離相同，方案1最大垂直應(yīng)力最小且距煤柱邊緣較遠(yuǎn)。

圖3 不同支護(hù)方案下條帶煤柱中心部位應(yīng)力分布

由以上分析可知，在泥巖頂板-煤柱的地質(zhì)條件下，未加支護(hù)加固的煤柱應(yīng)力值要小于進(jìn)行支護(hù)加固。方案1僅對煤柱進(jìn)行了錨桿支護(hù)，對煤柱邊緣進(jìn)行了強(qiáng)化，與未加支護(hù)相較，具有一定提升效果但作用不明顯，主要是由于錨桿長度較短，無法對煤柱的大變形進(jìn)行較好控制。方案2在方案1的基礎(chǔ)上對泥巖頂板進(jìn)行了錨索加固，對煤柱的加固效果要好于方案1，對頂板施加錨索，增加了頂板的強(qiáng)度，減輕了對煤柱的破壞。方案3針對“泥巖-煤柱”組合體的特殊破壞形式，進(jìn)行了錨索-錨桿聯(lián)合支護(hù)，能夠有效地對煤柱進(jìn)行加固，但頂板破壞對煤柱還是造成了較大影響。方案4在方案3的基礎(chǔ)上進(jìn)行了頂板錨索加固，不僅針對“泥巖-煤柱”組合體進(jìn)行有效控制，還對頂板進(jìn)行進(jìn)一步加固，有效地加固了煤柱，增加了強(qiáng)度。

3.2 不同巖性頂、底板下條帶煤柱塑性區(qū)分布規(guī)律

圖4為泥巖頂板不同支護(hù)方案下條帶煤柱塑性區(qū)分布規(guī)律。受泥巖頂板影響，煤柱頂部塑性區(qū)范圍大于靠近底板的塑性區(qū)[15]。開采完畢未加支護(hù)時，煤柱塑性區(qū)分布圖如圖4(a)所示，靠近頂板煤柱的塑性區(qū)范圍最大達(dá)9 m。進(jìn)行方案1、方案2支護(hù)時，煤柱塑性區(qū)如圖4(b)、圖4(c)所示，其塑性區(qū)范圍達(dá)8 m。進(jìn)行方案3支護(hù)時，煤柱塑性區(qū)如圖4(d)所示，其塑性區(qū)范圍達(dá)7 m。進(jìn)行方案4支護(hù)時，煤柱塑性區(qū)如圖4(e)所示，其塑性區(qū)范圍達(dá)6 m，且上部破壞范圍與下部破壞范圍相差較小。

由以上分析可知，對煤柱進(jìn)行支護(hù)加固能夠有效控制煤柱塑性區(qū)發(fā)育。方案1、方案2采用錨桿支護(hù)雖然對煤柱塑性區(qū)發(fā)育有一定控制作用，但長度較短，未能達(dá)到較好效果；方案3采用錨桿-錨索聯(lián)合支護(hù)，對于煤柱塑性區(qū)發(fā)育相較于方案1、方案2達(dá)到較好效果，但頂板在變形破壞過程中對下部條帶煤柱接頂部位產(chǎn)生一定拉力，其也不能完全達(dá)到對塑性區(qū)發(fā)育的控制，方案4在方案3的基礎(chǔ)上對頂板進(jìn)行了進(jìn)一步加固設(shè)計，使頂板得到加固，因此其對煤柱塑性區(qū)的控制效果最佳。

4 結(jié) 語

1) 針對“泥巖-煤柱”地質(zhì)條件，對條帶煤柱設(shè)計了4種支護(hù)加固方案。通過模擬試驗發(fā)現(xiàn)，不加支護(hù)時，其最大垂直應(yīng)力出現(xiàn)在距煤柱邊緣7 m處，最大值為25.9 MPa。而用方案1、方案2、方案3、方案4對煤柱進(jìn)行加固時，最大垂直應(yīng)力分別在距煤柱邊緣6 m、6 m、6 m及5 m處，最大值分別為27.3 MPa、28.0 MPa、28.3 MPa及31.6 MPa。且方案4距煤柱邊緣最近，方案1距煤柱邊緣最遠(yuǎn)。

2) 方案1、方案2采用錨桿支護(hù)雖然對煤柱塑性區(qū)發(fā)育有一定控制作用，但控制效果較差；方案3采用錨桿-錨索聯(lián)合支護(hù)比方案1、方案2對煤柱塑性區(qū)控制效果較好，方案4對頂板進(jìn)行了進(jìn)一步加固設(shè)計，對煤柱塑性區(qū)的控制效果最佳。