傾斜煤層沿空掘巷覆巖關鍵塊穩(wěn)定性分析

曹 維

(山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司 常村煤礦，山西 長治 046000)

煤炭是我國社會經濟發(fā)展的主要能源，多年開采使煤炭賦存位置已從過去的淺部開采逐漸轉入深部。在深井開采條件下，高應力、巷道流變特性更加突出，巷道變形較淺部更加劇烈，易出現大變形而失穩(wěn)[1-2].實際生產中，一般將巷道布置在臨采空區(qū)煤體的應力降低區(qū)內或遠離支承應力峰值的煤體區(qū)域，以實現降低巷道圍巖變形的目的，然而后者通常要留設大尺寸煤柱，不僅造成資源浪費，而且可能產生次生災害。沿空掘巷經過多年發(fā)展，已成為比較成熟的采煤技術，在提高煤炭采出率的同時，還能在一定程度降低巷道變形維護成本，需要注意的是，在工作面回采時，沿空巷道受覆巖關鍵塊穩(wěn)定性影響較大，而且關鍵塊的變形是沿空巷道變形的主要動力源之一[3].

常村礦曾采用留設大煤柱的方法使巷道避開支承應力峰值，然而逐年開采使礦井資源量逐漸減少，部分采面已經開始進行孤島煤柱的回收，同時在未布置過采面的區(qū)域開始使用沿空掘巷留窄煤柱的方式進行采面布置。其中，在2101W工作面，采用沿空掘巷留設5 m窄煤柱的方法進行回采，實際生產中，巷道在基本頂周期來壓前變形較為劇烈，其中30 d時頂板變形量達到約375 mm，煤柱幫變形量達到273 mm，實體煤幫變形量約為212 mm. 巷道圍巖變形難以維護，而巷道圍巖變形內因是受基本頂結構變形作用影響。因此，在沿空掘巷窄煤柱基礎上進行覆巖關鍵塊結構穩(wěn)定性的研究分析，為本工作面及相關工作面的安全回采提供理論依據。

1 工程概況

常村礦所采5#煤層位于山西組的中、下部，煤層賦存穩(wěn)定。該工作面平均煤層厚度5.85 m，煤層傾角16°～20°，平均18 °，煤體容重1.4 t/m3，煤層普氏硬度0.4.

2101W工作面埋藏深度為583.2～657.7 m，采用綜放開采，其中巷道工作面機采高為3.0 m. 2101W工作面布置示意圖見圖1，其中沿空巷道布置在2101W工作面的回風巷，沿空巷道斷面示意圖見圖2.

圖1 2101W工作面巷道布置示意圖

圖2 巷道斷面示意圖

2 覆巖關鍵塊結構穩(wěn)定性分析

2.1 基本頂破斷結構形式分析

隨著工作面推進距離的加長，上方基本頂將會發(fā)生破斷，根據斷裂位置的不同，可以將其分為3種：1) 斷裂線位于實體煤側。2) 斷裂線位于巷道上方。3) 斷裂線位于窄煤柱上方[4]，見圖3. 通過兩幫和頂板進行打設鉆孔監(jiān)測，確定基本頂斷裂線位于實體煤側，如圖3a)，另外礦井實際留設窄煤柱寬度為5 m.

2.2 關鍵塊穩(wěn)定性分析

基于砌體梁結構“S-R”穩(wěn)定理論，關鍵塊體主要有滑落失穩(wěn)和轉動失穩(wěn)兩種模式，其判別條件如下[5]：

圖3 基本頂斷裂位置示意圖

滑落失穩(wěn)：

(1)

轉動失穩(wěn)：

(2)

式中：

K1—滑落失穩(wěn)系數；

K2—轉動失穩(wěn)系數；

φ—巖塊接觸面之間的摩擦角，(°)；

η—巖塊間的接觸系數；

σJ—關鍵塊B的抗壓強度，MPa；

RAB—巖塊A作用于巖塊B的法向推力；

TAB—巖塊A作用于巖塊B的傾向推力。

當K1<1且K2<1，則關鍵塊體B不會發(fā)生失穩(wěn)，且K1、K2數值越小，穩(wěn)定性越好；當K1≥1時，關鍵塊B將發(fā)生滑落失穩(wěn)，同理當K2≥1時，關鍵塊B將發(fā)生轉動失穩(wěn)。

基于文獻公式[2]計算TAB、RAB、RCB，巖塊A作用于巖塊B的傾向推力TAB為：

(3)

巖塊A作用于巖塊B的法向推力RAB為：

(4)

巖塊C作用于巖塊B的法向推力RCB為：

RCB=[6(hJ-h0)cosβcosθcos(α-θ)-3L2sinθ-2hJcos2(α-θ)+2L2tanθcos(α-θ)]×

(5)

其中，式(3)(4)和(5)中σM表達式如式(6)所示：

(6)

式中：

b—巷道寬度，m；

c—窄煤柱寬度，m；

θ—關鍵塊B的轉角，(°)；

β—關鍵塊B的底角，(°)；

hJ—關鍵塊B的厚度，m；

hR—關鍵塊B上方軟弱巖層的厚度，m；

h0—巖體A和巖塊C對關鍵塊B的作用位置，m；

hz—直接頂的厚度，m；

γJ—關鍵塊B的平均容重，MN/m3；

γR—關鍵塊B上方軟弱巖層的平均容重，MN/m3；

γz—直接頂的平均容重，MN/m3；

σs—實煤體幫對直接頂的支承應力，MPa；

σm—窄煤柱幫對直接頂的支承應力，MPa；

σz—直接頂的抗拉強度，MPa.

基于實際工程地質條件，取b=4 m，c=4 m，β=9°，hJ=5.05 m，hR=4.28 m，h0=0.96 m，hz=2.38 m，γJ=0.27 MN/m3，γR=0.20 MN/m3，γz=0.20 MN/m3，σs=39.10 MPa，σm=27.83 MPa，σz=2.06 MPa，σJ=76.06 MPa，φ=42°，η=0.43，聯立式(1)—(6)計算可求得K1=-0.149 4，K2=2.583 2.基于判定條件可知，由于K1<1且K2>1，因此關鍵塊B發(fā)生滑動失穩(wěn)的可能性較小，而發(fā)生轉動失穩(wěn)的可能性較大。依據沿空巷道實際埋深與傾角，同時依據式(1)—(6)分析在不同支護阻力下覆巖關鍵塊的變化規(guī)律，通過公式計算并整理數據，得圖4. 由圖4可知，在埋深622.7 m情況下，從初始支護阻力為0.046 MPa開始，通過對上述對象的支護可知，實體煤幫對轉動失穩(wěn)改善效果較好，其次為窄煤柱幫，最后為頂板，但當支護阻力增大到0.142 MPa時，窄煤柱改善效果最佳，其次為頂板，最后為實體煤幫，而且支護阻力越大，窄煤柱改善效果更加明顯。

圖4 關鍵塊轉動失穩(wěn)系數與支護阻力的關系圖

通過對“支護阻力-轉動失穩(wěn)系數”的理論分析驗證，基于理論分析驗證結果，進行巷道支護能力設計。在控制巷道圍巖時，支護阻力不應小于0.142 MPa，實際中取0.16 MPa. 需要注意的是，原巷道支護已提供一定的支護阻力，為降低支護成本同時達到巷道圍巖變形控制的目的，因此在原有巷道支護基礎上進行補強支護。

巷道原有支護方式采用的是錨桿索+錨網的聯合支護，具體相關支護參數見圖2.為了實現沿空巷道覆巖穩(wěn)定，減小覆巖變形對巷道的影響，通過對圖4和工作面實際支護條件進行分析，在原有巷道支護基礎上，對巷道頂板和煤柱幫進行補強支護，即原有幫部錨桿支護參數為d20 mm×1 800 mm，頂板錨桿支護參數d22.5 mm×2 400 mm，變更為幫部錨桿支護參數d20 mm×900 mm，頂板錨桿支護參數d22.5 mm×1 200 mm，而實體煤幫錨桿支護參數仍保持d20 mm×1 800 mm，同時保證巷道圍巖整體支護阻力設置為0.2 MPa. 通過現場驗證，在周期來壓前后，工作面頂板最大變形量降低到約277 mm，減小了約35.1%，煤柱幫最大變形量降低到約213 mm，變形減小27.6%，實體煤幫最大變形量降低到190 mm，變形減小11.4%，較好地實現了巷道圍巖的控制，有效地保證了安全生產。

3 結 論

常村礦2101W工作面采用沿空掘巷技術留設5 m窄煤柱，對沿空巷道覆巖關鍵穩(wěn)定性進行分析，得到如下結論：

1) 通過建立弧形三角塊和直接頂力學模型，同時結合“S-R”破斷理論，分析判定覆巖關鍵塊發(fā)生轉動失穩(wěn)的可能性較大。

2) 在支護阻力小于0.142 MPa時，加強支護實體煤幫可以有效降低覆巖關鍵塊轉動失穩(wěn)的影響，當支護阻力不小于0.142 MPa時，加強支護煤柱幫和頂板，尤其是煤柱幫可以較為顯著地降低覆巖關鍵塊轉動失穩(wěn)的影響。

3) 通過應用改善后的支護參數，并進行現場實測可知，在改善巷道變形上，工作面頂板變形減小15.1%，煤柱幫變形減小17.6%，實體煤幫變形減小11.4%，巷道圍巖變形控制效果較為顯著。