深井沿空掘巷圍巖主應力差規律與支護技術＊

何富連 吳煥凱 李通達 許華威 王志留 王寧博

（中國礦業大學 （北京）資源與安全工程學院，北京市海淀區，100083）

關于沿空掘巷留設煤柱寬度的研究大多數集中 于位移量、垂直應力、水平應力、剪切應力等方面，而隨著開采深度的增大，在沿空掘巷復雜應力環境下，僅僅考慮某個力作用，顯然是完全不夠的。在厚頂煤巷道中僅僅使用錨桿和單體錨索加強支護是否滿足安全需要，有待探討。

本文以鶴壁四礦2606綜放工作面沿空掘巷為工程背景，數值模擬了煤柱寬5～15 m 變化過程中巷道圍巖主應力差規律，并確定了煤柱的寬度，使用了斜拉錨索新型支護結構，取得了良好的控制效果。

1 理論計算煤柱寬度

1.1 弧形三角板

沿空掘巷一側為上區段采空區，另一側為實體煤，由于煤柱較窄，采空區的老頂在巷道上方或者實體煤內已經斷裂，在工作面端頭部位的破斷面呈弧形，形成弧形三角塊B，與實體煤側的巖塊C、采空區側的巖塊A 形成鉸接結構，簡稱為弧形三角塊結構，如圖1所示。

圖1 沿空掘巷弧形三角板模型

1.2 煤柱寬度計算

由極限平衡理論可知，合理的窄煤柱最小寬度L 為：

式中：L——窄煤柱最小寬度，m；

L1——上區段回采工作面在下區段沿空掘巷窄煤柱產生的煤巖體破碎區的寬度，m；

L2——沿空掘巷窄煤柱幫錨桿的有效長度，取2.4m；

L3——考慮到煤層厚度較大而需要增加煤柱穩定系數，按0.2 （L1+L2）求得，m；

h——上下區段平巷高度，取3.5m；

λ——側壓系數，取1.3；

θ——煤層的內摩擦角，取23°；

K ——應力集中系數，取4；

γ——上覆巖層的平均容重，取25kN／m3；

H ——巷道的埋藏深度，取715m；

C0——煤層的粘聚力，取1.05 MPa；

P——對煤幫的支護阻力，上區段采空區側面支護已經拆除，因此取P1=0。

將數據值代入式 （1）、（2），通過計算得出L1=1.9m，L2=2.4m，L3=0.86m，L=5.16m。所以煤柱最小的寬度為5.16m。

2 數值模擬

2.1 工程地質條件

鶴壁四礦2606工作面采用綜采放頂煤采煤法，開采二1煤，厚度6.2～9.3m，平均7.5m，容重1.38t／m3，硬度系數為2.5～3，煤層傾角8°，埋深675～741 m，平均715 m，二1 煤偽頂厚0～0.5m，平均0.2m，為黑色不純質泥巖和炭質泥巖，極易垮落；直接頂厚2.7～10 m，平均5 m，為灰黑色砂質泥巖或泥巖，局部為薄層狀細～中粒石英砂巖；老頂為灰及灰白色巨厚層狀中細粒石英砂巖，均質層理，層面含大量白云母碎片；直接底為灰黑色砂質泥巖或泥巖，厚1～5 m，平均2.7 m；老底為深灰及淺灰色厚層狀細中粒石英砂巖，層理較發育。具體的煤巖層巖性見圖2。

圖2 煤巖層柱狀圖

2.2 建立數值模型

根據綜放面2606 的地質生產條件，采用FLAC3D 有限差分軟件模擬工作面沿空掘巷不同寬度煤柱條件下，巷道圍巖的主應力差以及主應力差峰值點位置情況，從而分析巷道的穩定性。模型尺寸為140m×150m×74m（X×Y×Z），X 方向為工作面方向，左邊60 m 代表上一區段采空區，右邊是實體煤，緊挨著采空區是沿空掘巷的窄煤柱；Y 方向為工作面推進方向，Z 方向模擬74m的高度，由于本工作面煤層平均埋深715m，在模型上部邊界施加剩余高度巖層的重量，測壓系數根據礦區提供的參考數據1.4來計算，模型的X、Y 與Z 的下部邊界采用位移邊界條件固定，破壞準則采用莫爾-庫侖準則。

試驗巷道斷面為矩形，巷道斷面尺寸為5.0m×3.5m （寬×高），沿煤層底板掘進，巷道頂板有平均約4 m 的厚頂煤，巷道的基本支護采用直徑20 mm 的高強度螺紋鋼錨桿，頂板錨桿長2.4m，間排距為800mm×800mm，兩幫錨桿長2.0m，間排距為750mm×800mm。分別計算煤柱寬度為5m、7m、9m、11m、13m、15m 時，巷道圍巖的主應力差與主應力差極大值的位置和圍巖深度的關系。模型中煤巖層的具體力學參數見表1。

本模擬分別設置了3 條測線，1＃測線位于采空側幫的中線處，2＃測線位于頂板中線處，3＃測線位于回采側幫中線處，見圖3。

2.3 數值模擬結果

材料的屈服與最大剪應力有關，當材料中的最大剪應力達到材料的屈服極限時，材料就屈服破壞，其最大剪應力由材料本身的性質決定，又稱為最大剪應力不變條件。主應力差具備了鮮明的物理含義，是材料在載荷作用下彈塑性的表征。其值等于最大主應力與最小主應力數值的差值，即可由下式表達：

式中：σ1——最大主應力，MPa；

σ——最小主應力，MPa；

σm——主應力差，MPa。

通過數值模擬得到在不同深度、不同煤柱寬度巷道圍巖主應力差曲線，見圖4。分析圖4可以得出：

（1）巷道頂板和回采側煤幫隨著圍巖深度的增加，主應力差呈現先增大到峰值點而后減小的趨勢，最終趨于一定的穩定值。頂板主應力差穩定值隨煤柱寬度的增加而減小，而回采側煤幫在煤柱寬度為9m 時主應力差最小約為7.2MPa。

（2）不同煤柱寬度的主應力差曲線趨勢大致相同，頂板主應力差峰值最大值約25.9 MPa，比回采側煤幫的33.7 MPa小的多；頂板主應力差峰值點位置平均約4.5 m 左右，而回采側煤幫主應力差峰值點位置平均約2.9m。

（3）頂板和回采側煤幫主應力差曲線從巷道邊緣到峰值點后一定距離都有一定的波動，但是頂板主應力差曲線最大波動值 （2.6 MPa）大于回采側幫 （1.7 MPa）。

（4）頂板隨著煤柱寬度的增加，主應力差穩定值變小，煤柱寬度越大越利于頂板的控制，回采側幫當煤柱寬度處于9m 時主應力差穩定值最小。

圖4 不同煤柱寬度巷道圍巖主應力差

在數值模擬中通過設置不同寬度煤柱，監測巷道煤柱側的主應力差極大值與極大值位置，得出曲線如圖5所示。

圖5 采空側主應力差峰值與煤柱寬度的關系

由圖5可以看出：

（1）主應力差峰值隨著煤柱寬度的增加先增大后減小，而后趨于穩定，在煤柱寬度7 m 時取得極大值39.3MPa，而煤柱寬度為15m 時，最小值為29.2 MPa。

（2）主應力差極大值距巷道邊緣的距離，隨著煤柱寬度的增加而增加，曲線的斜率先增大后減小，當煤柱寬度15m 時距離最遠為4.3m。

（3）煤柱寬度9～11 m 時，主應力差極值也不是過大，并且主應力差極大值距巷道邊緣的距離較小，處于1.3～2.8m 之間，說明塑性區的范圍較小。

綜合上述分析可知，煤柱最合適的寬度為9 m，此時巷道頂板塑性區深度約5.0～6.5m 之間，由于巷道頂板有4 m 左右的厚頂煤，巷道開采后裂隙發育，因為錨桿長度的限制，不能深入到穩定巖層，只能在頂板下部形成承載結構，特別是在采動影響階段更可能造成冒頂事故，所以簡單的依靠錨桿支護是不能保證巷道大結構的穩定性。巷道回采側幫塑性區深度比巷道頂板弱一些，但也在4m左右，同樣單純的錨桿支護不能保證幫的穩定。

3 工程實踐

3.1 支護設計

通過對鶴壁四礦2606綜放面沿空掘巷在煤柱寬度從5m 到15m 變化過程中，巷道圍巖的主應力差變化規律分析，決定采用近期厚煤頂巷道中使用的新型斜拉錨索控制系統加強支護，此種支護的優越性能夠同時提供水平應力和垂直應力，即雙向施力形成厚度較大的承載層。錨固深度大，錨固點穩，能夠把淺部圍巖控制在深部的穩定巖層上。在頂板彎曲和下沉過程中，桁架錨索結構的兩幫錨固點內移，受力增加較慢，其閉鎖結構可以控制頂板進一步變形和防止惡性冒頂事故。設計支護斷面如圖6所示。

頂板支護：采用?22mm×2400mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，肩角錨桿角度15°，預緊扭矩不低于250 N·m；每根錨桿使用CK2335 （孔底）和Z2360樹脂藥卷各1支；桁架錨索規格為?17.8mm×7300mm，鉆孔深度7000 mm，傾角20°，跨度2000 mm，排距1600mm，初次張拉不低于100kN，每根錨索使用CK2335 （孔底）和Z2360樹脂藥卷各1支。

采空側幫支護：采用?20mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，肩角、底角錨桿角度分別15°和5°，預緊扭矩150N·m；每根錨桿使用Z2360樹脂藥卷1支，鋪菱形網；桁架錨索規格為?17.8 mm×5300 mm，鉆孔深度5000mm，傾角20°，跨度1800mm，排距1600mm，初次張拉不低于100kN，每根錨索使用CK2335（孔底）和Z2360樹脂藥卷各1支。

回采側幫支護：只需把采空側幫的螺紋鋼錨桿換成玻璃鋼錨桿即可，其他支護參數與采空側幫支護參數相同。

圖6 巷道支護斷面圖

3.2 礦壓觀測

對巷道進行兩個月的礦壓觀測，由觀測結果可知兩幫相對移近量為367mm，其中采空側移近量為215mm，回采側移近量為152 mm；頂底板移近量為275mm，累計離層量約25mm，錨桿索無拉斷失效現象，取得了良好的支護效果。

4 結論

（1）沿空掘巷頂板和回采側幫隨著圍巖深度的增加，主應力差呈現先增大到定值而后減小的趨勢，頂板主應力差峰值小于回采側主應力差峰值，但影響范圍大于回采側幫。

（2）煤柱主應力差峰值隨著煤柱寬度的增加先增大后減小，而峰值位置隨著煤柱寬度的增加向深部轉移。

（3）桁架新型支護控制系統具有雙向施力、錨固點穩定、變形閉鎖等優點，在厚煤頂巷道中能與高強錨桿配合完好，優越性強。

［1］ 柏建彪，侯朝炯，黃漢富.沿空掘巷窄煤柱穩定性數值模擬研究 ［J］.巖石力學與工程學報，2004（20）

［2］ 王衛軍，馮濤，侯朝炯等.沿空掘巷實體煤幫應力分布與圍巖損傷關系分析 ［J］.巖石力學與工程學報，2002 （11）

［3］ 李農，侯端明，卞景強.復合頂板沿空掘巷支護技術研究與實踐 ［J］.中國煤炭，2011 （8）

［4］ 肖同強，柏建彪，王襄禹等.深部大斷面厚頂煤巷道圍巖穩定原理及控制 ［J］.巖土力學，2011 （6）

［5］ 鄭西貴，姚志剛，張農.掘采全過程沿空掘巷小煤柱應力分布研究 ［J］.采礦與安全工程學報，2012（4）

［6］ 于洋，柏建彪，陳科等.綜采工作面沿空掘巷窄煤柱合理寬度設計及其應用 ［J］.煤炭工程，2010（7）

［7］ 牛雙建，靖洪文，楊大方.深井巷道圍巖主應力差演化規律物理模擬研究 ［J］ .巖石力學與工程學報，2012 （S2）

［8］ 蔣明鏡，李立青，劉芳等.主應力方向和偏應力比對TJ-1 模擬月壤各向異性的影響 ［J］ .巖土力學，2013 （1）

［9］ 梁發云，陳龍珠.應變軟化Tresca材料中擴孔問題解答及其應用 ［J］.巖土力學，2004 （2）