上煤層遺留煤柱影響段沿空掘巷圍巖破壞特征及補強支護措施

劉 霞,翟春佳,李常浩

(1.重慶工程職業(yè)技術(shù)學(xué)院，重慶 402260； 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；3.潞安集團余吾煤業(yè)有限公司，山西 長治 046103)

近距離煤層開采上部煤層回采后會留下煤柱，上覆巖層載荷在煤柱附近產(chǎn)生應(yīng)力集中并向下傳遞，上層煤回采引起的底板損傷破壞直接影響了下層煤頂板的完整性和強度，且其應(yīng)力范圍及大小與近距離煤層間距直接相關(guān)[1-3]。尤其對于下層煤回采巷道橫穿上層遺留煤柱時，由于兩側(cè)采空致使采區(qū)煤柱形成孤島，煤柱作為兩側(cè)采空區(qū)斷裂拱的拱腳，大大增加了下層煤巷道的支護難度及維護成本，若不能合理選擇補強支護參數(shù)，則極有可能導(dǎo)致巷道內(nèi)大范圍的頂板垮落和巷道附近工作面內(nèi)嚴重的壓架事故。

長期以來，國內(nèi)外學(xué)者對近距離煤層開采后的圍巖破壞特征及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的探究通常以下層煤內(nèi)工作面合理錯距及巷道合理位置布設(shè)為主[4-5]，而對上層遺留煤柱影響下，在下煤層內(nèi)沿空巷道過此遺留煤柱段的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究甚少。

1 工程地質(zhì)概況

神華寧煤集團靈新煤礦051606工作面位于五采區(qū)南翼三區(qū)段，其主采16#煤層，煤層平均厚度為3.32 m，平均埋深為350 m。16#煤層上方頂板為堅硬的粉砂巖和細砂巖，051606工作面上方19.2～21.5 m(平均間距20.4 m)位置為已開采完畢的15#煤層。當(dāng)051606回風(fēng)平巷沿空掘進期間，將依次通過051504采空區(qū)、寬35 m采區(qū)邊界煤柱和W1415采空區(qū)，且051504采空區(qū)和051506采空區(qū)之間留設(shè)有寬20 m保護煤柱，同樣051604采空區(qū)和051606工作面之間也留設(shè)有寬20 m保護煤柱，其相互的空間位置關(guān)系見圖1。

圖1 051606工作面采掘空間位置關(guān)系圖

受15#煤層開采遺留煤柱影響，在051606回風(fēng)平巷掘進期間過上方遺留煤柱影響區(qū)時礦壓顯現(xiàn)較為劇烈，其中破壞嚴重段出現(xiàn)兩幫肩窩吊包下沉，部分錨桿托盤失效、錨索被拉斷脫錨，煤柱幫內(nèi)擠變形嚴重、頂板破碎甚至局部垮落等現(xiàn)象。

2 開采遺留煤柱影響機理分析

2.1 理論計算分析

為分析15#煤層開采遺留煤柱對其下方16#煤層采掘活動的影響，可運用彈性力學(xué)中半平面體理論[6]進一步分析15#煤層內(nèi)遺留煤柱體對其下方底板煤巖體的應(yīng)力擾動情況。根據(jù)眾多現(xiàn)場工程經(jīng)驗可知，在采空區(qū)內(nèi)與煤柱邊緣一定距離(約為埋深的0.12～0.30倍)位置矸石處于壓實狀態(tài)，此時應(yīng)力恢復(fù)為原巖應(yīng)力狀態(tài)。根據(jù)15#煤層平均埋深330 m可以確定原巖應(yīng)力在距離遺留煤柱邊緣39.6～99.0 m位置恢復(fù)，在此取值70 m作為采空區(qū)原巖應(yīng)力恢復(fù)的臨界值，因此只考慮采空區(qū)內(nèi)距離遺留煤柱邊緣70 m范圍的低支承應(yīng)力帶對底板的卸壓影響作用。所建立的底板煤巖體受力簡化力學(xué)模型見圖2。

圖2 遺留煤柱影響下底板煤巖體受力模型

為方便計算同時又不失問題分析的準確性[7-8]，將15#煤層底板煤巖體視作受寬度L1、L3的采空區(qū)和寬度L2的遺留煤柱三部分均布載荷的疊加影響，即頂板煤巖體中任意一點M處承受三部分載荷之和。在寬度L1采空區(qū)內(nèi)取一微小單元長度dη，該區(qū)間內(nèi)均布載荷大小為q(η)=λ0γHdη，在q(η)均布載荷作用下底板中任意一點M(x，y)處的應(yīng)力計算公式如下[9-10]：

(1)

由式(1)可知底板煤巖體中任意一點M(x，y)處受q(η)均布載荷作用時的應(yīng)力分量大小，進而積分可得到在[0，L1]采空區(qū)范圍內(nèi)均布載荷作用下底板煤巖體中任意一點M(x，y)處的應(yīng)力計算公式：

(2)

同理，可以分別求出寬度L3的采空區(qū)和寬度L2的遺留煤柱對底板煤巖體中任意一點M(x，y)處的應(yīng)力分量大小，并根據(jù)應(yīng)力疊加原理，求出底板煤巖體中任意一點M(x，y)處在寬度L1、L3的采空區(qū)和寬度L2的遺留煤柱三部分均布載荷的疊加影響下的應(yīng)力：

(3)

式中δx、δy和τxy分別為寬度L1、L3的采空區(qū)和寬度L2的遺留煤柱三部分對底板煤巖體中任意一點M(x，y)處的水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力分量，MPa。

2.2 Matlab軟件求解分析

根據(jù)15#煤層工程地質(zhì)條件可知，其平均埋深為330 m，遺留煤柱寬度為35 m，覆巖平均重度γ取2.5×104kN/m3?？紤]到15#煤層開采后不同區(qū)域的應(yīng)力分布特點，采空區(qū)應(yīng)力集中系數(shù)取0.9，遺留煤柱內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)取1.4，聯(lián)立式(1) ～(3) ，并利用Matlab軟件解算方程可得到15#煤層底板煤巖體中任意一點的水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力。底板煤巖體應(yīng)力分布云圖見圖3(圖中應(yīng)力值正號表示與坐標(biāo)軸指向方向相同，負號表示與坐標(biāo)軸指向方向相反)。

(a)水平應(yīng)力

(b)垂直應(yīng)力

(c)剪切應(yīng)力

由圖3可知，15#煤層底板煤巖體內(nèi)水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力增高區(qū)域主要分布于寬35 m的遺留煤柱下方，且存在如下分布特征：

1)遺留煤柱下方應(yīng)力增高區(qū)域最大水平應(yīng)力和最大垂直應(yīng)力值均為10.5 MPa左右，且最大值所處位置基本位于遺留煤柱正下方底板內(nèi)。其中垂直應(yīng)力影響范圍明顯大于水平應(yīng)力，垂直應(yīng)力最深影響范圍約120～140 m，水平應(yīng)力最深影響范圍約15～20 m。遺留煤柱下方同層位煤巖體的應(yīng)力分布狀態(tài)呈現(xiàn)“單峰”狀，且在煤柱中軸線位置應(yīng)力值相對較高，向煤柱兩側(cè)邊界處逐漸減小，影響寬度范圍為35～40 m。

2)遺留煤柱下方剪切應(yīng)力與水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力的分布狀態(tài)明顯不同，剪切應(yīng)力影響深度范圍約100 m，且在煤柱中軸線位置應(yīng)力值約等于0 MPa。煤柱底板煤巖體中剪切應(yīng)力值約為3.2 MPa，其基本分布于煤柱兩側(cè)邊界位置下方，且在此處存在剪切應(yīng)力突變情況，致使該部分區(qū)域底板煤巖體整體彎矩顯著增大，極有可能發(fā)生較強的剪切變形破壞。

3)根據(jù)15#、16#煤層空間層位關(guān)系可知，在15#煤層底板下方20 m位置水平應(yīng)力基本為0 MPa?？梢詳喽ㄔ?51606回風(fēng)平巷掘進期間，當(dāng)其掘進至上方遺留煤柱邊界位置下方時，底板煤巖體主要承受剪切應(yīng)力影響；隨著051606回風(fēng)平巷的繼續(xù)掘進，當(dāng)其掘進至上方遺留煤柱中軸線位置下方時，底板煤巖體主要承受垂直應(yīng)力影響，此時剪切應(yīng)力影響基本可以忽略；隨著051606回風(fēng)平巷的繼續(xù)掘進，將與前一過程呈“反對稱”承壓受力影響。

3 數(shù)值模擬研究

3.1 三維模型的建立

051606回風(fēng)平巷掘進期間主要受鄰近051604采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力，以及15#煤層遺留煤柱對底板煤巖體的應(yīng)力疊加作用影響，且將W1415采空區(qū)和051504采空區(qū)寬度取值為70 m。模型整體尺寸(長×寬×高)為140 m×176 m×65 m，模型底面和四周邊界均采用位移固定約束，上表面根據(jù)距地表埋深情況施加均布載荷替代，所建三維數(shù)值模型見圖4。

圖4 三維數(shù)值模型

采空區(qū)垮落矸石在覆巖的下沉作用下逐漸被壓實，因此選用雙屈服Double-Yield本構(gòu)模型，其余煤巖體均采用Mohr-Column本構(gòu)模型[11-13]，其各煤巖層物理力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)

3.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

3.2.1 15#煤層底板巖層應(yīng)力環(huán)境分析

15#煤層與16#煤層平均間距為20.4 m，屬于近距離煤層群開采。在16#煤層開采前，其頂板完整程度已經(jīng)受到15#煤層開采擾動影響而發(fā)生損傷破壞，且后續(xù)開采階段還要受到15#煤層遺留煤柱應(yīng)力作用影響。為研究15#煤層開采后對16#煤層圍巖的應(yīng)力擾動影響，利用主應(yīng)力差(σ1-σ3)和剪切應(yīng)力來表征巖層的受力特征[14]，分別監(jiān)測16#煤層頂?shù)装鍘r層內(nèi)的最大主應(yīng)力(σ1)、最小主應(yīng)力(σ3)和剪切應(yīng)力(τ)，并運用后處理Surfer軟件制作各巖層內(nèi)主應(yīng)力差云圖，見圖5。

(a)16#煤層頂板主應(yīng)力差

(b)16#煤層底板主應(yīng)力差

(c)16#煤層頂板剪切應(yīng)力

(d)16#煤層底板剪切應(yīng)力

由圖5(a)和(b)可知，16#煤層頂板主應(yīng)力差峰值為4.5 MPa，底板主應(yīng)力差峰值為3.6 MPa，且峰值位置位于遺留煤柱中軸線附近，呈“單峰”狀形態(tài)分布，這表明當(dāng)051606回風(fēng)平巷掘進至遺留煤柱中軸線附近下方時，由于此處的煤巖體已經(jīng)發(fā)生了一定程度的剪脹破碎，因此可能引起較為強烈的頂板漏冒及錨桿索失效等嚴重礦壓顯現(xiàn)事故。

由圖5(c)和(d)可知，16#煤層頂板剪切應(yīng)力峰值為9.6 MPa，底板煤層頂板剪切應(yīng)力峰值為7.7 MPa，且峰值位置位于遺留煤柱兩側(cè)邊界下方，呈“雙駝峰”狀形態(tài)分布，這表明當(dāng)051606回風(fēng)平巷掘進至煤柱邊界和離開煤柱邊界位置時，受剪切應(yīng)力主導(dǎo)作用可能引起較為強烈的頂板漏冒及錨桿索失效等嚴重礦壓顯現(xiàn)事故。

綜上所述，由于15#、16#煤層兩層煤相距20.4 m，遺留煤柱對底板形成的應(yīng)力擾動沿底板向下傳遞過程中出現(xiàn)了應(yīng)力擾動衰減，因此在051606回風(fēng)平巷掘進穿過遺留煤柱底板影響區(qū)時，對回風(fēng)平巷輔以合理的支護形式，能夠在很大程度上控制巷道圍巖的變形破壞?？梢姡瑢Υ嘶仫L(fēng)平巷段實施補強支護時，合理的支護方案尤為重要。

3.2.2 051606回風(fēng)平巷圍巖應(yīng)力環(huán)境分析

當(dāng)對16#煤層051604采空區(qū)鄰近的051606工作面進行掘進時，對051606回風(fēng)平巷圍巖應(yīng)力環(huán)境進行分析，并以遺留煤柱中軸線做垂直剖面對圍巖應(yīng)力環(huán)境進行深入探究，見圖6。

(a)主應(yīng)力差云圖

(b)主應(yīng)力差分布曲線

由圖6(a)可知，煤柱側(cè)內(nèi)主應(yīng)力差值整體要高于實體煤側(cè)，且由于巷道形狀的不對稱性，導(dǎo)致巷道右肩窩位置主應(yīng)力差值也較高，巷道圍巖主應(yīng)力差整體分布呈非對稱形狀。由圖6(b)可知，巷道頂板3條主應(yīng)力差監(jiān)測線上明顯呈現(xiàn)煤柱幫側(cè)頂板>中線頂板>實體煤幫側(cè)頂板，表現(xiàn)出顯著的頂板圍巖非對稱受力和破壞特征；由實體煤側(cè)監(jiān)測線主應(yīng)力差值逐漸降低，可看出淺部實體煤較為破碎，深部實體煤趨于穩(wěn)定；煤柱內(nèi)主應(yīng)力差呈“雙駝峰”狀，且采空區(qū)側(cè)峰值遠遠高于巷道側(cè)。

4 巷道圍巖控制研究

4.1 巷道圍巖控制難點

基于051606回風(fēng)平巷掘進期間穿過15#煤層遺留煤柱底板影響區(qū)時圍巖應(yīng)力環(huán)境分布規(guī)律，欲維護巷道基本行人通風(fēng)功能，需考慮以下控制難點：

1)051606回風(fēng)平巷沿16#煤層中腰線掘進形成了高幫為3.32 m、低幫為2.30 m的斜頂異形巷道斷面，在該特殊巷道斷面影響下，當(dāng)巷道軟弱煤幫失穩(wěn)時，會引起層狀頂板的實際懸露長度的大幅增加。此時高幫承載的懸露長度明顯大于低幫，致使頂板兩側(cè)圍巖穩(wěn)定性呈顯著非對稱分布，且基于頂板與兩幫圍巖互饋影響關(guān)系，頂板圍巖的非對稱破壞會疊加作用于高低兩幫，繼而形成了“高幫下挫，低幫滑移，頂板肩角非對稱彎曲下沉”的特殊變形特征。

2)遺留煤柱下方煤巖層受上方煤柱所傳遞的支承應(yīng)力影響會產(chǎn)生應(yīng)力增高區(qū)，在應(yīng)力增高區(qū)內(nèi)掘進巷道將會引起巷道頂板垂直應(yīng)力的急劇釋放，同時加大巷道肩部及兩幫的應(yīng)力集中，而后受工作面的二次采動影響，原有的巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境再度被激化，原有的相對穩(wěn)定狀態(tài)被打破從而形成更為強烈的礦壓顯現(xiàn)。

4.2 巷道圍巖支護參數(shù)

16#煤層整體呈一單斜構(gòu)造，平均傾角為13°，051606回風(fēng)平巷采用沿頂板掘進方式，巷道斷面形狀整體設(shè)計為一異矩形。巷道上幫高為3 320 mm，下幫高為2 300 mm，中軸線高2 810 mm，凈斷面積為13.49 m2。巷道采用以高強預(yù)應(yīng)力錨桿和錨索為基礎(chǔ)，輔以鋼筋梯子梁、鋼筋網(wǎng)和架棚護幫護頂?shù)穆?lián)合支護形式，其具體補強支護方案如圖7所示。

圖7 051606回風(fēng)平巷補強支護方案

支護參數(shù)：頂板錨桿采用?20 mm×2 500 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為770 mm×900 mm，每排布置7根錨桿，靠近兩幫處錨桿與頂板成60°夾角，其余錨桿垂直頂板布置；鋼筋梯子梁采用?16 mm 圓鋼焊制的鋼筋梁，規(guī)格4 800 mm×80 mm；選用?17.8 mm×7 000 mm單體錨索，采用每排2根的布置方式時，間排距為1 800 mm×2 700 mm，且2根錨索均垂直頂板布置。上幫錨桿選用?18 mm×2 000 mm鋼筋錨桿，每排布置3根錨桿，間排距為1 000 mm×900 mm，錨桿垂直巷幫布置；下幫錨桿選用?18 mm×2 000 mm鋼筋錨桿，每排布置2根錨桿，間排距為 1 000 mm×900 mm，錨桿垂直巷幫布置；架棚支護依據(jù)斷面形狀特征兩棚腿高度分別為2.5 m和3.0 m。

采用高強預(yù)應(yīng)力錨桿(索)、鋼筋梯子梁、鋼筋網(wǎng)和架棚支護的聯(lián)合支護方案，其中不僅有錨桿與淺部圍巖相互作用形成的組合梁結(jié)構(gòu)和單體錨索與上覆堅硬老頂?shù)膽业踅Y(jié)構(gòu)，而且巷道支護的非對稱性有效地降低了圍巖承載困難區(qū)的范圍，另加以鋼筋網(wǎng)和架棚支護的強護表能力，能夠更好地控制巷道淺部圍巖產(chǎn)生的強烈剪脹變形。在此聯(lián)合支護方式作用下，圍巖的應(yīng)力環(huán)境和力學(xué)性能得到了改善，間接地提高了圍巖的殘余強度和自承能力，支架—圍巖共同作用形成統(tǒng)一的有效承載結(jié)構(gòu)，大大減緩甚至避免了巷道的圍巖大變形。

4.3 補強支護控制效果

在051606回風(fēng)平巷掘進穿過遺留煤柱底板影響區(qū)時，巷道圍巖明顯出現(xiàn)異于其他巷道段的礦壓顯現(xiàn)，頂板部分區(qū)域出現(xiàn)層狀整體滑移，幫部肩角煤體垮落并凸起形成網(wǎng)兜，且煤柱幫破壞程度明顯強于實體煤幫。據(jù)此在掘后10 d采用補強支護應(yīng)急措施，并在巷道特殊破壞段內(nèi)采用十字觀測法進行現(xiàn)場礦壓監(jiān)測[15]。結(jié)果表明：巷道頂板補強支護后20 d變形趨于穩(wěn)定，幫部及底板約15 d變形基本達到平穩(wěn)。在受到15#煤層遺留煤柱、相鄰采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力及巷道自身掘進多重應(yīng)力耦合影響下，頂?shù)装搴蛢蓭鸵平烤s為300 mm?？梢娫趶姂?yīng)力擾動作用下巷道圍巖雖出現(xiàn)一定程度的變形，但通過采取合理的支護形式加以維護，依舊能夠較好地保持巷道的基本通風(fēng)、運輸、行人等功能。在此補強支護控頂護幫措施下，巷道圍巖在較短時間內(nèi)達到了內(nèi)部平衡，說明該補強支護方式對巷道維護效果較好。

5 結(jié)論

1)基于半平面體理論建立了靈新煤礦15#煤層遺留煤柱及兩側(cè)采空區(qū)低支承應(yīng)力帶影響下底板煤巖體受力力學(xué)模型，推導(dǎo)出底板煤巖體中任意一點M處的水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力分量計算表達式，并利用Matlab軟件解算方程可得到不同應(yīng)力分量的最大影響范圍。

2)運用FLAC3D軟件模擬研究了15#煤層遺留煤柱影響下底板巖層應(yīng)力環(huán)境，以及051606回風(fēng)平巷掘進穿過遺留煤柱底板影響區(qū)時圍巖應(yīng)力環(huán)境，據(jù)此為后續(xù)回風(fēng)平巷段實施補強支護提供理論依據(jù)。

3)基于051606回風(fēng)平巷受遺留煤柱影響段圍巖內(nèi)主應(yīng)力差分布呈明顯的非對稱性，提出采用以高強預(yù)應(yīng)力錨桿和錨索為基礎(chǔ)，輔以鋼筋梯子梁、鋼筋網(wǎng)和架棚護幫護頂?shù)穆?lián)合支護形式。現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果表明，頂?shù)装搴蛢蓭鸵平烤s為300 mm，能夠較好地保持巷道的基本通風(fēng)、運輸、行人等功能。