深井沿空掘巷围岩主应力差规律与支护技术＊

2014-04-20何富连吴焕凯李通达许华威王志留王宁博

中国煤炭 2014年3期

何富连吴焕凯李通达许华威王志留王宁博

（中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083）

关于沿空掘巷留设煤柱宽度的研究大多数集中于位移量、垂直应力、水平应力、剪切应力等方面，而随着开采深度的增大，在沿空掘巷复杂应力环境下，仅仅考虑某个力作用，显然是完全不够的。在厚顶煤巷道中仅仅使用锚杆和单体锚索加强支护是否满足安全需要，有待探讨。

本文以鹤壁四矿2606综放工作面沿空掘巷为工程背景，数值模拟了煤柱宽5～15 m 变化过程中巷道围岩主应力差规律，并确定了煤柱的宽度，使用了斜拉锚索新型支护结构，取得了良好的控制效果。

1 理论计算煤柱宽度

1.1 弧形三角板

沿空掘巷一侧为上区段采空区，另一侧为实体煤，由于煤柱较窄，采空区的老顶在巷道上方或者实体煤内已经断裂，在工作面端头部位的破断面呈弧形，形成弧形三角块B，与实体煤侧的岩块C、采空区侧的岩块A 形成铰接结构，简称为弧形三角块结构，如图1所示。

图1 沿空掘巷弧形三角板模型

1.2 煤柱宽度计算

由极限平衡理论可知，合理的窄煤柱最小宽度L 为：

式中：L——窄煤柱最小宽度，m；

L1——上区段回采工作面在下区段沿空掘巷窄煤柱产生的煤岩体破碎区的宽度，m；

L2——沿空掘巷窄煤柱帮锚杆的有效长度，取2.4m；

L3——考虑到煤层厚度较大而需要增加煤柱稳定系数，按0.2 （L1+L2）求得，m；

h——上下区段平巷高度，取3.5m；

λ——侧压系数，取1.3；

θ——煤层的内摩擦角，取23°；

K ——应力集中系数，取4；

γ——上覆岩层的平均容重，取25kN／m3；

H ——巷道的埋藏深度，取715m；

C0——煤层的粘聚力，取1.05 MPa；

P——对煤帮的支护阻力，上区段采空区侧面支护已经拆除，因此取P1=0。

将数据值代入式（1）、（2），通过计算得出L1=1.9m，L2=2.4m，L3=0.86m，L=5.16m。所以煤柱最小的宽度为5.16m。

2 数值模拟

2.1 工程地质条件

鹤壁四矿2606工作面采用综采放顶煤采煤法，开采二1煤，厚度6.2～9.3m，平均7.5m，容重1.38t／m3，硬度系数为2.5～3，煤层倾角8°，埋深675～741 m，平均715 m，二1 煤伪顶厚0～0.5m，平均0.2m，为黑色不纯质泥岩和炭质泥岩，极易垮落；直接顶厚2.7～10 m，平均5 m，为灰黑色砂质泥岩或泥岩，局部为薄层状细～中粒石英砂岩；老顶为灰及灰白色巨厚层状中细粒石英砂岩，均质层理，层面含大量白云母碎片；直接底为灰黑色砂质泥岩或泥岩，厚1～5 m，平均2.7 m；老底为深灰及浅灰色厚层状细中粒石英砂岩，层理较发育。具体的煤岩层岩性见图2。

图2 煤岩层柱状图

2.2 建立数值模型

根据综放面2606 的地质生产条件，采用FLAC3D 有限差分软件模拟工作面沿空掘巷不同宽度煤柱条件下，巷道围岩的主应力差以及主应力差峰值点位置情况，从而分析巷道的稳定性。模型尺寸为140m×150m×74m（X×Y×Z），X 方向为工作面方向，左边60 m 代表上一区段采空区，右边是实体煤，紧挨着采空区是沿空掘巷的窄煤柱；Y 方向为工作面推进方向，Z 方向模拟74m的高度，由于本工作面煤层平均埋深715m，在模型上部边界施加剩余高度岩层的重量，测压系数根据矿区提供的参考数据1.4来计算，模型的X、Y 与Z 的下部边界采用位移边界条件固定，破坏准则采用莫尔-库仑准则。

试验巷道断面为矩形，巷道断面尺寸为5.0m×3.5m （宽×高），沿煤层底板掘进，巷道顶板有平均约4 m 的厚顶煤，巷道的基本支护采用直径20 mm 的高强度螺纹钢锚杆，顶板锚杆长2.4m，间排距为800mm×800mm，两帮锚杆长2.0m，间排距为750mm×800mm。分别计算煤柱宽度为5m、7m、9m、11m、13m、15m 时，巷道围岩的主应力差与主应力差极大值的位置和围岩深度的关系。模型中煤岩层的具体力学参数见表1。

本模拟分别设置了3 条测线，1＃测线位于采空侧帮的中线处，2＃测线位于顶板中线处，3＃测线位于回采侧帮中线处，见图3。

2.3 数值模拟结果

材料的屈服与最大剪应力有关，当材料中的最大剪应力达到材料的屈服极限时，材料就屈服破坏，其最大剪应力由材料本身的性质决定，又称为最大剪应力不变条件。主应力差具备了鲜明的物理含义，是材料在载荷作用下弹塑性的表征。其值等于最大主应力与最小主应力数值的差值，即可由下式表达：

式中：σ1——最大主应力，MPa；

σ——最小主应力，MPa；

σm——主应力差，MPa。

通过数值模拟得到在不同深度、不同煤柱宽度巷道围岩主应力差曲线，见图4。分析图4可以得出：

（1）巷道顶板和回采侧煤帮随着围岩深度的增加，主应力差呈现先增大到峰值点而后减小的趋势，最终趋于一定的稳定值。顶板主应力差稳定值随煤柱宽度的增加而减小，而回采侧煤帮在煤柱宽度为9m 时主应力差最小约为7.2MPa。

（2）不同煤柱宽度的主应力差曲线趋势大致相同，顶板主应力差峰值最大值约25.9 MPa，比回采侧煤帮的33.7 MPa小的多；顶板主应力差峰值点位置平均约4.5 m 左右，而回采侧煤帮主应力差峰值点位置平均约2.9m。

（3）顶板和回采侧煤帮主应力差曲线从巷道边缘到峰值点后一定距离都有一定的波动，但是顶板主应力差曲线最大波动值（2.6 MPa）大于回采侧帮（1.7 MPa）。

（4）顶板随着煤柱宽度的增加，主应力差稳定值变小，煤柱宽度越大越利于顶板的控制，回采侧帮当煤柱宽度处于9m 时主应力差稳定值最小。

图4 不同煤柱宽度巷道围岩主应力差

在数值模拟中通过设置不同宽度煤柱，监测巷道煤柱侧的主应力差极大值与极大值位置，得出曲线如图5所示。

图5 采空侧主应力差峰值与煤柱宽度的关系

由图5可以看出：

（1）主应力差峰值随着煤柱宽度的增加先增大后减小，而后趋于稳定，在煤柱宽度7 m 时取得极大值39.3MPa，而煤柱宽度为15m 时，最小值为29.2 MPa。

（2）主应力差极大值距巷道边缘的距离，随着煤柱宽度的增加而增加，曲线的斜率先增大后减小，当煤柱宽度15m 时距离最远为4.3m。

（3）煤柱宽度9～11 m 时，主应力差极值也不是过大，并且主应力差极大值距巷道边缘的距离较小，处于1.3～2.8m 之间，说明塑性区的范围较小。

综合上述分析可知，煤柱最合适的宽度为9 m，此时巷道顶板塑性区深度约5.0～6.5m 之间，由于巷道顶板有4 m 左右的厚顶煤，巷道开采后裂隙发育，因为锚杆长度的限制，不能深入到稳定岩层，只能在顶板下部形成承载结构，特别是在采动影响阶段更可能造成冒顶事故，所以简单的依靠锚杆支护是不能保证巷道大结构的稳定性。巷道回采侧帮塑性区深度比巷道顶板弱一些，但也在4m左右，同样单纯的锚杆支护不能保证帮的稳定。

3 工程实践

3.1 支护设计

通过对鹤壁四矿2606综放面沿空掘巷在煤柱宽度从5m 到15m 变化过程中，巷道围岩的主应力差变化规律分析，决定采用近期厚煤顶巷道中使用的新型斜拉锚索控制系统加强支护，此种支护的优越性能够同时提供水平应力和垂直应力，即双向施力形成厚度较大的承载层。锚固深度大，锚固点稳，能够把浅部围岩控制在深部的稳定岩层上。在顶板弯曲和下沉过程中，桁架锚索结构的两帮锚固点内移，受力增加较慢，其闭锁结构可以控制顶板进一步变形和防止恶性冒顶事故。设计支护断面如图6所示。

顶板支护：采用ø22mm×2400mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×800mm，肩角锚杆角度15°，预紧扭矩不低于250 N·m；每根锚杆使用CK2335 （孔底）和Z2360树脂药卷各1支；桁架锚索规格为ø17.8mm×7300mm，钻孔深度7000 mm，倾角20°，跨度2000 mm，排距1600mm，初次张拉不低于100kN，每根锚索使用CK2335 （孔底）和Z2360树脂药卷各1支。

采空侧帮支护：采用ø20mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×800mm，肩角、底角锚杆角度分别15°和5°，预紧扭矩150N·m；每根锚杆使用Z2360树脂药卷1支，铺菱形网；桁架锚索规格为ø17.8 mm×5300 mm，钻孔深度5000mm，倾角20°，跨度1800mm，排距1600mm，初次张拉不低于100kN，每根锚索使用CK2335（孔底）和Z2360树脂药卷各1支。

回采侧帮支护：只需把采空侧帮的螺纹钢锚杆换成玻璃钢锚杆即可，其他支护参数与采空侧帮支护参数相同。