倾斜煤层沿空掘巷覆岩关键块稳定性分析

曹 维

(山西潞安环保能源开发股份有限公司 常村煤矿，山西 长治 046000)

煤炭是我国社会经济发展的主要能源，多年开采使煤炭赋存位置已从过去的浅部开采逐渐转入深部。在深井开采条件下，高应力、巷道流变特性更加突出，巷道变形较浅部更加剧烈，易出现大变形而失稳[1-2].实际生产中，一般将巷道布置在临采空区煤体的应力降低区内或远离支承应力峰值的煤体区域，以实现降低巷道围岩变形的目的，然而后者通常要留设大尺寸煤柱，不仅造成资源浪费，而且可能产生次生灾害。沿空掘巷经过多年发展，已成为比较成熟的采煤技术，在提高煤炭采出率的同时，还能在一定程度降低巷道变形维护成本，需要注意的是，在工作面回采时，沿空巷道受覆岩关键块稳定性影响较大，而且关键块的变形是沿空巷道变形的主要动力源之一[3].

常村矿曾采用留设大煤柱的方法使巷道避开支承应力峰值，然而逐年开采使矿井资源量逐渐减少，部分采面已经开始进行孤岛煤柱的回收，同时在未布置过采面的区域开始使用沿空掘巷留窄煤柱的方式进行采面布置。其中，在2101W工作面，采用沿空掘巷留设5 m窄煤柱的方法进行回采，实际生产中，巷道在基本顶周期来压前变形较为剧烈，其中30 d时顶板变形量达到约375 mm，煤柱帮变形量达到273 mm，实体煤帮变形量约为212 mm. 巷道围岩变形难以维护，而巷道围岩变形内因是受基本顶结构变形作用影响。因此，在沿空掘巷窄煤柱基础上进行覆岩关键块结构稳定性的研究分析，为本工作面及相关工作面的安全回采提供理论依据。

1 工程概况

常村矿所采5#煤层位于山西组的中、下部，煤层赋存稳定。该工作面平均煤层厚度5.85 m，煤层倾角16°～20°，平均18 °，煤体容重1.4 t/m3，煤层普氏硬度0.4.

2101W工作面埋藏深度为583.2～657.7 m，采用综放开采，其中巷道工作面机采高为3.0 m. 2101W工作面布置示意图见图1，其中沿空巷道布置在2101W工作面的回风巷，沿空巷道断面示意图见图2.

图1 2101W工作面巷道布置示意图

图2 巷道断面示意图

2 覆岩关键块结构稳定性分析

2.1 基本顶破断结构形式分析

随着工作面推进距离的加长，上方基本顶将会发生破断，根据断裂位置的不同，可以将其分为3种：1) 断裂线位于实体煤侧。2) 断裂线位于巷道上方。3) 断裂线位于窄煤柱上方[4]，见图3. 通过两帮和顶板进行打设钻孔监测，确定基本顶断裂线位于实体煤侧，如图3a)，另外矿井实际留设窄煤柱宽度为5 m.

2.2 关键块稳定性分析

基于砌体梁结构“S-R”稳定理论，关键块体主要有滑落失稳和转动失稳两种模式，其判别条件如下[5]：

图3 基本顶断裂位置示意图

滑落失稳：

(1)

转动失稳：

(2)

式中：

K1—滑落失稳系数；

K2—转动失稳系数；

φ—岩块接触面之间的摩擦角，(°)；

η—岩块间的接触系数；

σJ—关键块B的抗压强度，MPa；

RAB—岩块A作用于岩块B的法向推力；

TAB—岩块A作用于岩块B的倾向推力。

当K1<1且K2<1，则关键块体B不会发生失稳，且K1、K2数值越小，稳定性越好；当K1≥1时，关键块B将发生滑落失稳，同理当K2≥1时，关键块B将发生转动失稳。

基于文献公式[2]计算TAB、RAB、RCB，岩块A作用于岩块B的倾向推力TAB为：

(3)

岩块A作用于岩块B的法向推力RAB为：

(4)

岩块C作用于岩块B的法向推力RCB为：

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

(5)

其中，式(3)(4)和(5)中σM表达式如式(6)所示：

(6)

式中：

b—巷道宽度，m；

c—窄煤柱宽度，m；

θ—关键块B的转角，(°)；

β—关键块B的底角，(°)；

hJ—关键块B的厚度，m；

hR—关键块B上方软弱岩层的厚度，m；

h0—岩体A和岩块C对关键块B的作用位置，m；

hz—直接顶的厚度，m；

γJ—关键块B的平均容重，MN/m3；

γR—关键块B上方软弱岩层的平均容重，MN/m3；

γz—直接顶的平均容重，MN/m3；

σs—实煤体帮对直接顶的支承应力，MPa；

σm—窄煤柱帮对直接顶的支承应力，MPa；

σz—直接顶的抗拉强度，MPa.

基于实际工程地质条件，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，联立式(1)—(6)计算可求得K1=-0.149 4，K2=2.583 2.基于判定条件可知，由于K1<1且K2>1，因此关键块B发生滑动失稳的可能性较小，而发生转动失稳的可能性较大。依据沿空巷道实际埋深与倾角，同时依据式(1)—(6)分析在不同支护阻力下覆岩关键块的变化规律，通过公式计算并整理数据，得图4. 由图4可知，在埋深622.7 m情况下，从初始支护阻力为0.046 MPa开始，通过对上述对象的支护可知，实体煤帮对转动失稳改善效果较好，其次为窄煤柱帮，最后为顶板，但当支护阻力增大到0.142 MPa时，窄煤柱改善效果最佳，其次为顶板，最后为实体煤帮，而且支护阻力越大，窄煤柱改善效果更加明显。

图4 关键块转动失稳系数与支护阻力的关系图

通过对“支护阻力-转动失稳系数”的理论分析验证，基于理论分析验证结果，进行巷道支护能力设计。在控制巷道围岩时，支护阻力不应小于0.142 MPa，实际中取0.16 MPa. 需要注意的是，原巷道支护已提供一定的支护阻力，为降低支护成本同时达到巷道围岩变形控制的目的，因此在原有巷道支护基础上进行补强支护。

巷道原有支护方式采用的是锚杆索+锚网的联合支护，具体相关支护参数见图2.为了实现沿空巷道覆岩稳定，减小覆岩变形对巷道的影响，通过对图4和工作面实际支护条件进行分析，在原有巷道支护基础上，对巷道顶板和煤柱帮进行补强支护，即原有帮部锚杆支护参数为d20 mm×1 800 mm，顶板锚杆支护参数d22.5 mm×2 400 mm，变更为帮部锚杆支护参数d20 mm×900 mm，顶板锚杆支护参数d22.5 mm×1 200 mm，而实体煤帮锚杆支护参数仍保持d20 mm×1 800 mm，同时保证巷道围岩整体支护阻力设置为0.2 MPa. 通过现场验证，在周期来压前后，工作面顶板最大变形量降低到约277 mm，减小了约35.1%，煤柱帮最大变形量降低到约213 mm，变形减小27.6%，实体煤帮最大变形量降低到190 mm，变形减小11.4%，较好地实现了巷道围岩的控制，有效地保证了安全生产。

3 结 论

常村矿2101W工作面采用沿空掘巷技术留设5 m窄煤柱，对沿空巷道覆岩关键稳定性进行分析，得到如下结论：

1) 通过建立弧形三角块和直接顶力学模型，同时结合“S-R”破断理论，分析判定覆岩关键块发生转动失稳的可能性较大。

2) 在支护阻力小于0.142 MPa时，加强支护实体煤帮可以有效降低覆岩关键块转动失稳的影响，当支护阻力不小于0.142 MPa时，加强支护煤柱帮和顶板，尤其是煤柱帮可以较为显著地降低覆岩关键块转动失稳的影响。

3) 通过应用改善后的支护参数，并进行现场实测可知，在改善巷道变形上，工作面顶板变形减小15.1%，煤柱帮变形减小17.6%，实体煤帮变形减小11.4%，巷道围岩变形控制效果较为显著。