基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性影响研究及工程应用

2022-07-01刘鹏泽张盼栋吴桂义康向涛

煤田地质与勘探 2022年6期

高林，刘鹏泽，张盼栋，吴桂义,3,4，康向涛,3,4

(1.贵州大学矿业学院，贵州贵阳 550025；2.中国矿业大学(北京) 煤炭行业巷道支护与灾害防治工程研究中心，北京 100083；3.贵州大学喀斯特地区优势矿产资源高效利用国家地方联合工程实验室，贵州贵阳 550025；4.贵州大学贵州省复杂地质矿山开采安全技术工程中心，贵州贵阳 550025)

近年来，由于沿空掘巷技术在减少煤炭损失、提升煤炭采出率方面具有明显优势，得到快速发展。而对于以薄及中厚煤层赋存为主的贵州各矿区而言，留窄煤柱沿空掘巷技术更是得到广泛应用。相比于大煤柱护巷，留窄煤柱沿空掘巷虽然有利于提高煤炭采出率，但煤柱宽度过窄会导致煤柱承载能力不足，诱发煤柱损伤或破坏，进而造成巷道围岩整体失稳[1-3]。因此，沿空掘巷合理煤柱宽度的确定对煤炭采出率、围岩强度及稳定性的提高[4]、工作面安全生产和巷道维护等均具有重要影响。一般而言，煤柱宽度受采深、采高、煤厚及煤岩力学参数等诸多因素影响[5-6]，同时，还与基本顶断裂结构关系密切[7-11]，为此，一些学者围绕基本顶断裂结构与巷道围岩稳定性的相关性展开了研究，如张广超等[7]发现为避免基本顶在综放沿空巷道上方断裂致使巷道承受巨大载荷而失稳破坏，基本顶断裂线应与巷道煤柱帮保持1～2 m 间距；殷帅峰等[8]发现基本顶断裂会导致巷道顶板沿走向发生区域性断裂以及引起靠煤柱侧顶板部分冒顶；凌涛[9]推导出基本顶在5 种不同位置断裂时的煤柱载荷公式，得出可通过减小巷高和增强煤帮支护强度减少煤柱变形，并分析出基本顶在煤柱外侧断裂时窄煤柱变形程度最小；王红胜等[10]提出综放开采沿空巷道上覆基本顶3 种断裂形式，分析得出基本顶在巷道上方断裂时，围岩变形破坏程度最大，煤柱应力和变形增速最快；查文华等[11]分析了基本顶断裂位置与关键块回转角和煤柱上覆载荷之间的关系，计算了煤柱宽度和基本顶断裂位置，研究得出综放工作面可通过留设窄煤柱，使巷道避免在基本顶断裂线下方掘进。上述研究成果和理论对沿空巷道基本顶破断类型、位置及其与窄煤柱稳定性的关系等进行了较为深入与全面的研究，但大多针对近水平厚煤层开采沿空掘巷，而对围岩结构具有明显非对称性、非均质性的倾斜煤层沿空半煤岩巷鲜有提及，有待进一步深入研究。笔者采用数值模拟方法，围绕不同基本顶断裂形式下该类巷道围岩稳定性进行研究，揭示基本顶断裂形式与该类巷道合理煤柱宽度确定的内在联系，并应用于工程实践，以期为类似工程提供借鉴。

1 倾斜煤层沿空半煤岩巷基本顶断裂形式

已有研究表明[12-14]，工作面向前推进一定距离后，随着直接顶的垮落，基本顶产生断裂、回转和下沉，基本顶产生四周呈“O”型、中间呈“X”型破断，破断的岩块相互铰接、挤压，最终形成“砌体梁”结构。该结构的破断形式受煤层、直接顶、基本顶力学性质、破断块体间相互作用力影响，而且与垮落岩体的碎胀系数、煤体的弹性模量和完整性系数等密切相关[15-16]，文献[17]基于理论分析，给出了倾斜煤层开采条件下上区段工作面开采后下区段侧向基本顶断裂位置公式，如下：

式中：x0为上区段工作面开采后基本顶侧向断裂位置与采空区边缘的距离，m；α为煤层倾角，(°)；k为应力集中系数；γ为上覆岩层平均容重，kN/m3；H为开采深度，m；λ为y方向应力峰值处所在面的侧压力系数；M为煤层厚度，m；Ps为采空侧煤壁支护阻力，MPa；φ0为煤岩分界面内摩擦角，(°)；C0为煤岩分界面黏聚力，MPa。

式(1)表明，基本顶断裂位置x0与煤层厚度M和煤层倾角α密切相关。因此，倾斜薄及中厚煤层开采条件下，沿空半煤岩巷与基本顶断裂线位置可以呈现4 种空间位态形式：采空区侧，煤柱上方，巷道上方，实体煤侧，如图1 所示。

图1 倾斜煤层沿空半煤岩巷基本顶断裂形式Fig.1 Fracture types of the main roof of the gob-side coal-rock roadway in inclined coal seam

2 不同基本顶断裂形式下倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性

2.1 煤岩层力学参数取值

选取贵州某典型矿井倾斜煤层沿空半煤岩巷为研究对象，开采煤层埋深300 m，厚度2.0～2.4 m，平均2.1 m，倾角18°～22°，平均20°，顶、底板主要为泥岩、泥质粉砂岩等软弱岩层，稳定性较差。现场采样后进行室内岩石力学试验，同时结合该矿井勘探报告等地质资料中给出的各煤岩层相关力学参数测试结果，综合考虑以地质强度指标GSI 和岩体质量分级指标RMR 为基础的Hoek-Brown 强度准则进行岩石力学参数的折减，得到该矿井各煤岩物理力学参数值，见表1。

表1 煤岩层物理力学参数Table 1 Mechanical parameters of coal seam and strata

2.2 模拟方案

依据图1 给出的4 种基本顶断裂类型，采用非线性数值计算软件UDEC6.0 分别建立4 种情况下对应的数值模型，模拟计算分析基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩及窄煤柱稳定性的影响。模型尺寸(X×Y)为250 m×140 m，模型底部固定，四周限制水平位移，模型顶部施加5.15 MPa 载荷用以模拟巷道上覆岩层载荷，围岩本构关系采用Mohr-Coulumb 模型，具体模拟方案见表2。为便于比较分析，模拟方案中分别在实体煤侧、巷道上方及煤柱侧设置测线Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，连续监测围岩应力、位移等，同时，测线Ⅰ、Ⅲ统一采用测线中点处测点数值，测线Ⅱ采用离巷道顶板中心最近一测点数值。

表2 基本顶断裂形式模拟方案Table 2 Simulation scheme of fracture types of the main roof

2.3 数值模拟结果分析

4 种数值模拟方案情况下，倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力、位移及塑性区分布如图2、图3 所示(限于文章篇幅，此处只列举方案1、方案3 分布云图)。

图2 方案1 围岩应力、位移及塑性区分布Fig.2 Stress,displacement and plastic zone distribution of surrounding rock (program 1)

图3 方案3 围岩应力、位移及塑性区分布Fig.3 Stress,displacement and plastic zone distribution of surrounding rock (program 3)

由方案1 数值模拟结果(图2)可知，围岩稳定后，测线Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ处的垂直应力分别为4.790、0.086、0.610 MPa。分析产生的原因，由于基本顶在煤柱外4 m 的采空区侧断裂，巷道顶板和煤柱承载达到极限强度后发生破坏，导致垂直应力降低，而实体煤侧由于围岩完整性较好，承载极限大。同时，由于巷道顶板处于无支护状态，顶板岩层受自重和上覆基本顶的压力作用，垂直位移较大(363 mm)，而实体煤侧由于围岩完整性较好，变形较小(垂直位移为141 mm)，煤柱侧的变形以挤压变形为主，横向位移较大(332 mm)。对于塑性区分布，巷道右侧肩角部位围岩发生屈服(绿色×)，产生极大的塑性变形，右侧肩角部位及部分顶板煤块发生垮落，巷道周边及上覆基本顶岩块“A”产生张拉破坏(紫色○)，这是由于煤层倾角的影响，基本顶回转运动产生的动压经直接顶传递到沿空巷道右侧肩角部位，导致围岩塑性区主要集中于此。且巷道左侧肩角部位仍受岩块回转产生的压力作用，整体向巷道挤出，巷道右帮下部受基本顶回转作用波及较小，围岩状况较好。

由方案2 数值模拟结果可知，当基本顶在煤柱上方断裂，围岩稳定后，测线Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ处所受的垂直应力分别为5.200、0.282、0.740 MPa，测线Ⅰ、Ⅱ处的垂直位移分别为145、494 mm，测线Ⅲ处水平位移为295 mm，测线Ⅰ处垂直应力比测线Ⅱ、Ⅲ处高。对于塑性区分布，巷道右侧煤柱围岩发生屈服，出现塑性变形，分析其产生的原因，煤柱作为砌体梁结构的一个支点，覆岩压力通过直接顶作用在煤柱上，因此，沿空半煤岩巷围岩塑性区主要集中在巷道右侧煤柱上。巷道周边及上覆基本顶岩块主要为张拉破坏，右侧肩角部位及部分顶板煤块松散性强，垮落严重，左侧肩角部位及两帮受挤压作用变形严重，底板围岩状况良好。

由方案3 数值模拟结果(图3) 可知，基本顶在巷道上方断裂时，围岩稳定后，测线Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ处所受的垂直应力分别为5.540、0.301、1.080 MPa，Ⅰ、Ⅱ两条测线处垂直位移分别为119、422 mm，测线Ⅲ处水平位移为269 mm，测线Ⅰ处垂直应力仍比测线Ⅱ、Ⅲ处高。由于岩块“A”和关键块“B”(图1)分别在巷道左右产生回转运动，因此，围岩塑性区在沿空巷道左帮实体煤壁侧和巷道右侧煤柱上均有集中。巷道周边及上覆基本顶岩块主要为张拉破坏，右侧肩角部位及部分顶板煤块松散性较强，垮落严重，左侧肩角部位受挤压作用变形严重，左帮下部、右帮围岩状况良好，围岩变形呈明显的非对称性。

由方案4 数值模拟结果可知，当基本顶在巷道4 m内实体煤侧断裂，围岩稳定后，测线Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ处所受的垂直应力分别为5.250、0.074、1.040 MPa，Ⅰ、Ⅱ两条测线处垂直位移分别为141、353 mm，测线Ⅲ处水平位移为271 mm，测线Ⅰ处垂直应力比测线Ⅱ、Ⅲ处高；对于塑性区分布，巷道围岩塑性区主要集中在巷道右侧煤柱上，这是由于巷道左侧实体煤壁围岩较为完整，对上覆基本顶回转产生动压的承载能力强，而煤柱侧承载能力弱造成的。且巷道周边及上方断裂基本顶岩块产生张拉破坏，右侧肩角部位煤体及煤柱受挤压作用产生严重变形。

2.4 煤柱稳定性及综合分析

围岩稳定后窄煤柱上的应力、位移变化规律如图4、图5 所示。

图4 窄煤柱应力变化规律Fig.4 Narrow coal pillar stress law

图5 窄煤柱位移变化规律Fig.5 Narrow coal pillar displacement law

方案3 中，围岩稳定后3 条测线处的应力应变值普遍较高，顶板的应力远大于其他3 种方案，巷道变形程度也大于其他3 种方案，分析产生原因，基本顶在巷道上方断裂，由于受基本顶岩块“A”和关键块“B”回转下沉及倾角的影响，导致实体煤壁侧、巷道顶板、煤柱侧都作为“A”“B”岩块的支撑，均处于“A”“B”岩块的载荷作用之下，尤其是巷道顶板作为砌体梁结构的支撑点，将承受较大压力。围岩稳定后，作用在煤柱上的载荷较其他方案大，煤柱发生轴向持续变形的速度也较其他方案大，导致巷道破坏情况与其他方案相比最为严重。

方案1 中，围岩稳定后煤柱上除横向变形较大外，垂直、水平应力及竖向变形均为4 种方案中的最低值，这是由于断裂线位于采空区侧，导致煤柱完全处于基本顶岩块“A”的载荷之下，因此，煤柱受上覆基本顶来压后产生挤压变形，水平位移增大。方案2 围岩稳定后煤柱上的应力应变处于中等值，这是由于基本顶关键块“B”回转下沉，其自由端落到采空区已垮落的基本顶上，使得“B”块的大部分载荷作用在上区段采空区垮落岩块上，因此，煤柱虽然作为砌体梁结构的支撑点，所受载荷并不大。方案4 中煤柱的横向变形较低，这是由于实体煤壁自身的完整性及对上覆基本顶的约束作用优于煤柱侧，再加上断裂线距离煤柱较远，因此，对煤柱的变形影响较小。但因关键块“B”断裂后回转下沉，煤柱作为其支撑，承受较大压力，因此，煤柱上的轴向压应力、水平应力及轴向变形都较高。

综合以上分析可知，基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩及窄煤柱整体稳定性有很大影响，具体表现为：(1) 基本顶断裂形式对巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为：采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方。(2) 基本顶断裂线位于采空区侧时，煤柱轴向、横向应力增速均小于其他方案，垂直位移也最小，煤柱变形在允许范围内，可保持后期对顶板的支承能力，降低后期巷道维护的困难性。因此，通过留设合理宽度煤柱，使基本顶断裂线位置远离巷道靠采空区侧，对该类沿空巷道围岩和煤柱的稳定性最为有利。

3 工程应用

3.1 工程背景

贵州某矿1511 接替工作面上部紧邻1509 工作面采空区，开采15 号煤层，平均厚2.0 m，倾角平均20°，直接顶为泥质粉砂岩，基本顶为粉砂岩，底板为泥岩、泥质粉砂岩等软弱岩层，稳定性较差。1511 工作面回风巷初期掘进时设计采用留3 m 窄煤柱沿空掘巷护巷方式，沿顶掘进，断面净尺寸为5 000 mm×3 100 mm(下宽×中高)，煤体部分约占断面尺寸面积的3/5，属于典型的倾斜煤层沿空半煤岩巷。巷道掘出后，由于煤柱变形失稳、单一U 型钢或锚网索支护设计未考虑煤岩分界面剪切滑移错动等不利因素影响，造成巷道持续呈现非对称大变形特征。

3.2 基本顶断裂线位置理论计算

由式(1) 结合1 511 工作面回风巷实际生产地质条件，代入相关参数，M=2.0 m，α=20°，H=300 m，C0=6.3 MPa，计算得出x0=2.55 m，即基本顶断裂线位置理论上距上区段采空区边界2.55 m。

3.3 基本顶断裂位置实测

依据上述基本顶断裂线位置理论计算值，结合相关生产地质资料，进行探测钻孔横向和竖向终孔位置、方位及深度等设计，保证钻孔探测范围覆盖预计断裂线位置前后一定距离。采用CXK12(A)矿用本安型钻孔成像仪，对上区段1509 工作面开采之后上覆基本顶断裂结构及位置进行探测分析，依据现场各探测钻孔图像采集结果整理，得到探测范围内巷道围岩裂隙发育如图6 所示。

图6 巷道围岩裂隙及基本顶断裂位置探测结果Fig.6 Detection results of fractures in roadway surrounding rock and fracture position of the main roof

根据探测钻孔长度、岩层倾角及裂隙发育范围与特征等，结合砌体梁理论分析可确定基本顶断裂位置距离上区段采空区边界约3.52 m。进一步分析可知：1511 工作面回风巷按留设3 m 煤柱掘进时，基本顶断裂线位置恰好位于窄煤柱上方靠巷道侧，属于前述基本顶断裂形式数值模拟研究中模拟方案3 情况，对控制巷道围岩变形破坏最不利，现场1511 工作面回风巷非对称大变形的现状也证实这一点，说明研究结论可靠；为使基本顶断裂线尽量远离巷道上方，留设的窄煤柱宽度至少应大于3.52 m。现场为确保安全，合理范围内尽量使基本顶断裂线位置远离巷道窄煤柱帮边缘，两者保持1～2 m 间距[7]，故1511 工作面回风巷窄煤柱合理宽度范围为4.52～5.52 m。

3.4 现场应用效果

综合以上分析和现场经验，确定1 511 工作面回风巷后续掘进施工留设煤柱宽度为5 m，并优化原支护方式，采用“棚＋网＋充＋索”的支护方案，具体支护参数：(1) 棚：29U 型棚距600 mm，柱腿外扎角10°，腿窝深度300 mm，梁腿搭接长度400 mm，采用专门设计的防滑防崩断安全卡缆套装；(2) 网：规格为1 760 mm×900 mm(长×宽)，采用ø6.5 mm 钢筋焊接，网孔尺寸为100 mm×100 mm；(3) 充：充填混凝土强度不低于C20，充填厚度以保证充满U 型钢棚壁后空间为准；(4) 索：在巷道煤柱侧、实体煤侧分别安装3 组、2组1×7 结构ø21.6 mm×6 000 mm 锚索，要求锚索穿过上下帮煤岩分界面，锚索组间排距1 000 mm×1 200 mm，锚索预紧力不小于120 kN，在各组锚索安装位置，设计采用的锁棚结构卡缆与U 型棚贴合，且锚索穿过左右螺栓孔张拉预紧锚固，共同形成非对称预应力穿层锁棚锚索支护结构。后续巷道掘进时，在1511 工作面回风巷布置3 个巷道断面检测站，采用YJDM3.6 矿用激光巷道断面检测仪对掘采不同时期测站处巷道全断面进行了为期60 d 的连续检测，巷道检测断面部分形态如图7 所示。

图7 巷道检测断面形态Fig.7 Form of checked sections of the tunnel

通过对不同时期断面面积、收缩率等检测数据进行整理，结果表明，掘采期间，围岩以底臌和帮部弧形三角煤变形为主，断面最大收缩率为23.3%，最大非对称变形率为5.2%，巷道整体均匀协调变形。说明1511 工作面回风巷窄煤柱留设宽度为5 m，使上覆基本顶断裂线靠近采空区侧时，有利于巷道围岩的稳定，也验证了研究结论的可靠性。