温庄煤业15106回风巷沿空掘巷围岩控制研究

侯玉军，司路军，殷 宏

(山西潞安温庄煤业有限责任公司，山西 长治 046000)

随着煤炭资源的日益枯竭，沿空掘巷已成为我国煤矿回采巷道应用十分广泛的布置方式[1]。一方面，沿空掘巷必须待邻近工作面采空区覆岩稳定后才能掘进，否则会经历覆岩破断、回转和下沉的动压影响，造成煤柱受扰动失稳[2-7]；另一方面，合理的煤柱宽度能够保证煤柱具有一定的抵抗扰动的能力，同时确保围岩处于侧向应力的低应力环境中[8-10]。以上两个方面都是确保沿空掘巷围岩“大结构”稳定的因素，而合理的支护参数则是确保围岩“小结构”稳定的因素[11-12]。沿空掘巷的掘进时机、煤柱宽度和支护参数是确保沿空掘巷围岩稳定的 3个关键因素，众多学者也针对这3个方面开展了大量的研究。种德雨[13]通过分析关键阶段“迎采段”应力分布曲线的分布形式、峰值点、应力集中系数、增长率等，确定了毗邻工作面附加采动应力对掘进的强烈影响区间，以及合理的掘巷时机；孙珍平[14]根据岩层移动理论，分析了采空区稳定前后侧向支承应力分布规律，得出三角滑移区内岩体在破断前后作用在煤柱上方的压力降低是侧向支承应力减小的根本所在；王德超等[15]推导出综放沿空掘巷两帮极限平衡区宽度和煤体应力位移理论计算公式，分析结果表明极限平衡区宽度随煤层埋深、巷道高度及顶底板界面软化系数的增大而增大，随界面强度参数的增大而降低；柏建彪等[16]研究了综放沿空掘巷围岩变形及窄煤柱的稳定性与煤柱宽度、煤层力学性质、锚固支护强度之间的关系，得出高强度锚杆支护的窄煤柱是沿空掘巷围岩承载结构的重要部分；江贝等[17]利用非连续变形分析方法(DDARF)对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行了研究，分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律，并对裂隙的演化进行了定量分析。以上研究成果为沿空掘巷的合理布置及围岩控制奠定了基础，随着开采强度及开采深度的日益增加，沿空掘巷煤柱内裂隙的分布规律直接影响煤柱的隔离特性，但从煤柱内裂隙的演化规律来确定煤柱宽度的成果较少。

为了提高煤炭资源采出率，温庄煤业现15106回风巷采用窄煤柱沿空掘巷的布置方式。15106回风巷邻近15100工作面采空区的上覆岩层已经稳定，但15100采空区内存在一系列气体，为了确保沿空掘巷的安全性，在沿空掘巷煤柱宽度确定过程中必须考虑煤柱的隔离性。基于此，使用UDEC-Trigon模型模拟不同煤柱宽度沿空掘巷煤柱内应力分布规律、裂隙扩展特征及巷道围岩变形规律，然后确定合理的窄煤柱宽度，并提出合理的支护参数，建立基于裂隙演化特征的沿空掘巷煤柱宽度数值计算模型，为确定沿空掘巷煤柱宽度提供新的途径，同时可为类似条件沿空掘巷合理布置及围岩控制提供借鉴。

1 工程背景

温庄煤业15#煤层厚度为4.8 m，煤层埋藏深度平均为250 m，直接顶为厚6.4 m泥岩，直接底为厚2.6 m粉砂岩，基本底为厚5.5 m泥岩。岩层柱状图如图1 所示。

图1 岩层综合柱状图

15106回风巷位于回风下山东南，西面紧邻15100采空区，该巷道沿走向呈南北布置，为了优化采区巷道布置，提高采出率，15106回风巷留小煤柱，采用沿空掘巷窄煤柱布置方式。15106回风巷采掘工程平面示意图如图2所示。

图2 15106回风巷采掘工程平面示意图

2 基于Trigon模型确定煤柱宽度

2.1 数值计算模型的建立

采用UDEC6.0二维离散元数值计算软件模拟巷道围岩裂隙演化，以及计算围岩应力、应变和位移，利用UDEC6.0中的泰森多边形Voronoi网格Trigon命令对15106回风巷实体煤帮进行三角形网格节理划分。在UDEC6.0中，Voronoi网格中的块体可以是弹性块体也可以是刚性块体，通过进一步定义块体之间的节理参数可以改变岩体的力学性质；Voronoi网格块体之间参数定义的灵活性，划分方法的随机性，对于模拟岩体裂隙发展具有独特的优势，国内外众多学者已经用此方法模拟岩体裂隙的产生、拓展、闭合等过程，并取得了良好的效果。Trigon模型在Voronoi网格划分的基础上，对六边形网格进行三角形划分，如图3所示。Trigon模型采用了离散元方法，充分考虑了岩体的不连续性，能直观表达介质体内部的受力行为。

图3 UDEC6.0多边形模型破坏准则

在法向方向上：

ΔFn=-knΔun

(1)

式中：ΔFn为接触面有效法向应力增量，Pa；Δun为接触面有效法向位移增量，m；kn为接触面有效法向刚度，N/m。

在切向方向上，如果：

(2)

(3)

如果：

(4)

(5)

多边形块体和接触面等微观力学参数共同决定了岩石力学特性。Trigon模型中，多边形块体被定义为弹性体，对于特定的岩石材料只确定多边形块体弹性模量、接触面内摩擦角、接触面黏聚力和接触面抗拉强度等4个微观力学参数。煤岩层力学参数见表1。

表1 煤岩层力学参数

数值模拟模型示意图如图4所示，模型尺寸为150.0 m×26.2 m，左右边界固定水平位移，底部边界固定垂直位移，顶部自由边界施加均布载荷，相当于上覆560 m岩层的垂直应力，侧压系数为0.8。

图4 数值模拟模型示意图

数值计算过程如下：

1)建立数值计算模型；

2)Trigon模型参数验证；

3)原岩应力平衡计算；

4)一侧工作面回采，应力平衡计算，模拟邻近工作面回采稳定后，采动支承应力分布规律；

5)留设不同宽度煤柱进行巷道开挖模拟，分别计算至应力平衡，模拟沿空掘巷留设不同宽度煤柱时巷道的围岩应力、裂隙扩展、变形分布规律。

根据前人的研究结果[18-20]，可以确定模型中多边形块体和接触面的参数，模型物理力学参数如表2所示。

表2 模型物理力学参数

15100工作面回采工作结束后，采动支承压力引起采空区一侧实体煤应力重新分布。为了测量实体煤的受力影响，利用UDEC数值软件模拟15100工作面充分采动后垂直应力分布，在实体煤中布置水平测线监测实体煤的垂直应力，其受力监测结果如图5所示。

图5 实体煤的垂直应力分布规律

由图5可以看出，当15100工作面回采结束后，采空区一侧实体煤内垂直应力从0.8 MPa增大到 13.5 MPa，随后又降低至原岩应力6.25 MPa。其峰值出现在距离采空区15 m处，峰值约为13.5 MPa；在距离采空区5 m处煤体内垂直应力有所下降，其值约为4.7 MPa；在距离采空区23 m处煤体内垂直应力降至原岩应力，其值约为6.25 MPa。因此，数值模拟方案应选取煤柱宽度3、5、8、15 m。

2.2 煤柱内应力分布规律

不同宽度煤柱内垂直应力分布特征模拟结果如图6所示。

(a)煤柱宽度3 m

(b)煤柱宽度5 m

(c)煤柱宽度8 m

由图6可知，随着煤柱宽度不断增加，煤柱内垂直应力不断增大。当煤柱宽度为3 m时，煤柱整体已发生塑性破坏，其应力峰值为3.5 MPa，低于原岩应力6.25 MPa，失去了承载能力；当煤柱宽度为5 m时，煤柱内应力峰值为12.0 MPa，高于原岩应力，区段煤柱整体呈塑性承载，具有一定的承载能力；当煤柱宽度为8 m时，煤柱内应力呈单峰曲线，峰值应力约为20.0 MPa，高于原岩应力，其峰值出现在巷道6.2 m处；当煤柱宽度为15 m时，煤柱内应力呈单峰曲线，峰值为25.0 MPa，其峰值出现在巷道6 m处。

2.3 煤柱内裂隙扩展规律

不同宽度煤柱内裂隙扩展特征模拟结果如图7所示。

(a)煤柱宽度3 m

(b)煤柱宽度5 m

(c)煤柱宽度8 m

(d)煤柱宽度15 m

由图7可以看出，随着煤柱宽度不断增加，煤柱内裂隙闭合区范围越来越大。当煤柱宽度为3 m时，煤柱发生塑性破坏，裂隙贯通，失去承载能力；当煤柱宽度为5 m时，煤柱内裂隙开始出现不贯通区域(即裂隙闭合区)，其范围大约为1.0 m；当煤柱宽度为8 m时，煤柱内裂隙闭合区长度约为2.9 m；当煤柱宽度为15 m时，煤柱内裂隙闭合区长度约为 5.1 m。

2.4 巷道变形规律

不同宽度煤柱巷道围岩破坏变形规律(巷道围岩变形量通过内置测线进行监测)如图8所示，巷道变形曲线如图9所示。

(a)煤柱宽度3 m

(b)煤柱宽度5 m

(c)煤柱宽度8 m

(d)煤柱宽度15 m

图9 不同宽度煤柱巷道变形曲线

由图8、图9可知，随着煤柱宽度不断增加，煤柱变形量呈现一个先减小后增大的变化过程。当区段煤柱宽度为3 m时，煤柱整体破坏较为严重，实体煤帮最大变形量超过600 mm，煤柱帮最大变形量约为400 mm；当煤柱宽度为5 m时，实体煤帮变形量约为190 mm，煤柱帮变形量约为230 mm；当煤柱宽度为8 m时，实体煤帮变形量约为200 mm，煤柱帮变形量约为500 mm；当煤柱宽度为15 m时，实体煤帮变形量约为260 mm，煤柱帮变形量约为580 mm。

2.5 煤柱宽度确定

当煤柱宽度为3 m时，煤柱整体发生塑性破坏，整体变形较大，失去承载能力，因此区段煤柱宽度要大于3 m。在煤柱宽度从8 m增加到15 m过程中，煤柱内的垂直应力呈现单峰曲线，应力峰值远大于原岩应力，其峰值出现位置向15106回风巷方向移近，煤柱内裂隙闭合区越来越大，但煤柱两侧应力值均低于原岩应力，其承载能力较差，煤柱整体破坏变形较大。当煤柱宽度为5 m时，煤柱内应力值高于原岩应力，煤柱具有一定的承载能力，煤柱内开始出现裂隙闭合区，煤柱较为完整，破坏变形量相对较小。

3 现场工业性试验

顶锚杆采用ø22 mm×2 400 mm的高强锚杆，间排距为850 mm×1 000 mm，每排6根，顶部锚杆垂直于巷道顶板(肩窝锚杆斜向帮部与垂直方向夹角为15°)；配套使用正方形托盘、减摩垫圈、球形垫圈，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm，中心孔径大于锚杆直径1.5～2.0 mm，采用1支CKb2335及 1支 K2360树脂锚固剂锚固，CKb2335在前、K2360在后。顶锚索使用ø18.9 mm×6 300 mm的矿用锚索，采用“三花眼”布置方式，锚索间排距为1 700 mm×1 000 mm；配套使用锁具、300 mm×300 mm×16 mm的正方形托盘，锚索药卷使用1支CKb2335及2支K2360树脂锚固剂，CKb2335在前、K2360在后。顶板铺设10#正方形网和16#圆钢制作的钢筋梯子梁，正方形网长×宽为4 700 mm×1 200 mm，顶部钢筋梯子梁长×宽为4 400 mm×80 mm。

两帮采用ø22 mm×2 400 mm的高强锚杆，间排距为800 mm×1 000 mm，每排5根，帮部锚杆垂直于帮部墙体(两底角锚杆斜向底板与水平夹角为15°)；配套使用正方形托盘、减摩垫圈、球形垫圈，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm，锚杆药卷使用1支CKb2335及1支K2360树脂锚固剂，CKb2335在前、K2360在后。两帮铺设10#正方形网和14#圆钢制作的钢筋梯子梁，正方形网长×宽为3 600 mm×1 200 mm；两帮钢筋梯子梁长×宽为3 400 mm×80 mm。

15106回风巷锚杆支护断面如图10所示。对15106回风巷掘进时的巷道表面位移监测结果及锚杆锚索受力大小如图11所示。

(a)支护参数

(b)顶板钢筋梯子梁

(c)两帮钢筋梯子梁

(a)表面位移

(b)锚杆锚索受力

由图11可知，在15106回风巷掘进过程中，随着与掘进端头距离的增加，巷道围岩逐渐趋于稳定状态。其中，顶底板移近量为175 mm左右，两帮移近量为75 mm左右，巷道变形量较小；顶板锚杆载荷稳定在70 kN左右，顶板锚索载荷稳定在100 kN左右，两帮锚杆载荷稳定在65 kN左右，锚杆和锚索载荷稳定在正常的范围之内。因此，推断出温庄煤业15106回风巷留设5 m宽度煤柱的沿空掘巷处于低应力环境中。

为了进一步分析沿空掘巷煤柱内裂隙的扩展规律，在15106回风巷掘进端头后方200 m处进行钻孔窥视，观测煤柱帮裂隙分布特征，部分钻孔窥视结果如图12所示。

图12 15106回风巷煤柱帮钻孔窥视成像图

由图12可以看出，在15106回风巷掘进期间，距离煤壁0.5 m处存在环向裂隙，在2.5 m处煤体几乎处于完整状态，1.5 m和3.5 m处存在微小裂缝，因此从钻孔窥视结果可以确定，5 m宽度煤柱沿空掘巷在掘进过程中，煤柱中部存在一定长度的裂隙闭合区，这正是5 m窄煤柱保持塑性承载状态的基础，同时5 m宽度煤柱也能有效隔离采空区，起到稳定承载的作用。

4 结论

1)基于UDEC多边形破坏准则，确定了岩体微观力学参数，并建立了Trigon数值计算模型，确定了侧向支承应力峰值位于采空区15 m处。

2)通过分析不同宽度煤柱下的15106回风巷煤柱内应力演化规律、裂隙扩展特征及围岩变形规律，确定了5 m宽度煤柱具有一定长度的裂隙闭合区并且具备良好的承载能力。

3)提出了高强锚杆、锚索配合钢筋梯子梁的支护参数，保证了窄煤柱的稳定性。

4)5 m宽度煤柱的沿空掘巷锚杆锚索能够有效承载，围岩变形在一定时间内趋于稳定状态，同时现场钻孔窥视显示煤柱中部存在一定长度的裂隙闭合区，验证了5 m宽度煤柱的合理性。