错层位沿空巷道围岩结构及其卸让压原理

张俊文1,刘 畅1,李玉琳2,王志强1

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083; 2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院,北京 100083)

:错层位沿空巷道特殊的围岩卸让压结构能够解决常规沿空掘巷在深部开采、坚硬顶板时存在巷道维护困难的问题。对比分析了留煤柱护巷和沿空留(掘)巷围岩结构特征,阐述了影响沿空巷道围岩稳定性的主控因素——侧向基本顶关键块的运移。通过力学分析和实验室实验,研究了错层位巷道侧向基本顶下方卸让压围岩结构体系卸让压的力学机理。研究表明:错层位布置使巷道远离侧向集中应力,实现了侧向支承压力向煤体深部转移的效果,避免了沿空巷道受深部高地应力的影响,实现了自动卸压的效果;矸石-三角煤柱结构通过松散矸石大变形缓冲顶板显著运动动载,通过高承载限侧矸石、高稳定性三角煤柱承担关键块静载;自由空间-碎胀矸石组合结构使坚硬顶板充分回转、降至低位态,实现结构性让压,避免顶板受侧向关键块剧烈运动的影响。

关键词:错层位;沿空巷道;卸让压;应力转移;限侧矸石;三角煤柱

中图分类号:TD353

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2018)08-2133-11

Study on the surrounding rock structure of stagger layout roadway and its pressure release as well as deformation yielding mechanism

ZHANG Junwen1,LIU Chang1,LI Yulin2,WANG Zhiqiang1

(1.College of Resource and Safety Engineering,China University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China; 2.School of Mechanics & Civil EngineeringChina University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China)

Abstract:The problem of roadway support in deep coal mining or hard roof can be solved by special surrounding rock pressure release of stagger layout roadway.In this paper,the surrounding rock characteristic of gob-side roadways with or without coal pillar were analysed.Then the movement of main roof which has large impact on the stability of surrounding rock of gob-side roadway was discussed.The mechanical mechanism of pressure releasing and deformation yielding of surrounding rock structure system was studied by mechanical analysis and laboratory experiment.Results shows that the stagger layout enables roadway to be away from the stress concentration zone which transfers the pressure and avoids the problem of high ground stress.The gangue pillar structure cushions the dynamic load of falling roof and undertakes the weight of key block.The roof made up by gangue gives enough space for hard roof’s movement which in another way protects the roadway.

Key words:stagger layout;gob-side roadway;pressure releasing and deformation yielding;stress-transfer;confined compressive gangues;triangular coal pillar

张俊文,刘畅,李玉琳,等.错层位沿空巷道围岩结构及其卸让压原理[J].煤炭学报,2018,43(8):2133-2143.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.1486

ZHANG Junwen,LIU Chang,LI Yulin,et al.Study on the surrounding rock structure of stagger layout roadway and its pressure release as well as deformation yielding mechanism[J].Journal of China Coal Society,2018,43(8):2133-2143.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.1486

收稿日期:2017-10-30

修回日期:2018-02-01

责任编辑:韩晋平

基金项目:国家自然科学基金资助项目(51574114);国家重点研发计划资助项目(2016YFC0600901);中央高校基本科研业务费专项资金资助(2018YZ01)

作者简介:张俊文(1977—),男,内蒙古凉城人,副教授。E-mail:zhangjunwen1977@163.com

维护巷道稳定是保证工作面正常生产的基本要求。现有的巷道围岩控制技术大致可归纳为支护法、加固法、应力控制法、联合支护法[1-2]。将本工作面巷道布置在相邻工作面的开采卸压区的沿空留(掘)巷是典型的应力控制法。由于开采深度的日益增加,巷道会经历深部高地应力的影响,沿空留(掘)巷由于卸压效果显著而成为深部开采重要的研究方向。

很多学者对沿空留(掘)巷技术进行了研究。袁亮等指出了沿空留巷围岩“大-小”结构模型[3];何满潮等提出了沿空切顶成巷无煤柱开采方法[4];赵景礼提出了错层位布置巷道的技术[5-6];张农等建立了沿空留巷“楔形承载”结构力学模型[7];谭云亮、于凤海等提出了坚硬顶板沿空留巷的“柔-强”巷旁支护技术[8]。分析文献可知,无论是哪种方法,沿空留(掘)巷的核心是将高应力下围岩变形的问题转化为近场顶板运移的控制问题,从而降低支护难度[9]。归纳现有沿空留(掘)巷技术发现,近场顶板运移控制大致可分为两类。一是维持顶板高位态,以保证顶板的完整性、巷道的稳定性,代表性的是高强巷旁充填体的技术、切顶卸压技术;二是主动让压,使顶板处于低位态,以降低支护难度,代表性的便是错层位布置巷道、“柔-强”巷旁支护。其中,错层位布置巷道由于实体煤侧卸压效果好、顶板稳定维护成本低而被应用于支护难度大、冲击地压频发矿井(跃进煤矿、华丰煤矿[10-11])。而现有文献中,对于此类巷道围岩结构及特别是其对高应力的卸压机理,对近场顶板运移的让压机理的研究并不多见。

事实上,错层位沿空巷道除了处于采场侧向围岩“横三区、纵三带”中的卸压区内,其破碎矸石顶板、矸石-三角煤柱让压结构及实体煤壁侧卸压结构能够有效地降低基本顶运移及高应力对巷道的影响。笔者对错层位沿空巷道破碎矸石顶板、矸石-三角煤柱及卸压煤壁的围岩三元结构进行研究,研究煤壁侧自动卸压机理和矸石-三角煤柱的承载、让压机理,研究矸石顶板的让压机理,旨在为错层位沿空巷道稳定性、防冲击的效果做出评价和进一步优化。

1 常规沿空侧巷道围岩结构特征及技术难点

长壁工作面开采中沿空巷道通常会受到地应力和相邻采空区的影响。按巷道与采空区的距离可分为留煤柱巷道、无煤柱巷道。其巷道布置形式如图1所示。

1.1 留煤柱沿空侧巷道围岩结构特征

对比图1中巷道布置形式,可以对巷道围岩结构特征、应力环境进行分析。

图1 沿空侧巷道围岩结构特征
Fig.1 Structural character of gob-side roadway

留煤柱巷道煤柱较宽,巷道距离采空区较远。这类巷道覆岩为完整岩层,两帮为煤壁和宽煤柱。在留煤柱护巷时,为了避免将巷道受采空区侧向应力影响,将巷道布置在应力集中程度较小的原岩应力区。其技术难点有两个:

(1)由于巷道处于正常的应力分布区域,巷道要受到埋深及构造应力的影响。对于深部、地质条件复杂的区域,巷道支护会存在较大难度。

(2)由于井下开采技术、地质条件的不同,采空区侧向支承压力不同。因此,煤柱宽度设计存在一定难度。留设较大,会造成资源的浪费;留设较小,会在侧向支承压力作用下发生破坏,巷道维护困难。

1.2 常规无煤柱沿空侧巷道围岩结构特征

采用沿空留(掘)巷能够较好的避开上述问题。图1(b)中可知,沿空巷位于采空区侧向支承压力降低区。其覆岩结构为相邻采空区基本顶侧向关键块。由于关键块破断回转并与上覆岩层发生离层,沿空留巷实际位于开采卸压区内,不受所处位置地应力的影响。其煤柱(或巷旁充填体)通常宽度较小,也处于卸压区内,主要受关键块运移的影响。当然,尽管如此,这种无煤柱沿空留巷也存在技术难度:

(1)无煤柱沿空巷位于破断基本顶关键块下方,因此沿空巷主要的压力来源便是关键块。而关键块通常自重大,保证关键块稳定性较为困难。

(2)无煤柱沿空留巷通常煤柱(或巷旁充填体)宽度较小,承载能力较差,很难阻止关键块回转对直接顶的挤压变形。因此如何保证煤柱(或充填体)承载能力一直是此类巷道支护的难题。

2 错层位沿空巷道围岩结构特征

尽管学者们针对以上问题开展了针对性的研究,也提出很多的解决办法。但如果能通过合理的布置避免上述难点,无疑是更好的选择。错层位布置沿空巷道便是这样的一种技术。在探讨错层位巷道围岩结构前,首先对显著影响沿空巷道稳定性的基本顶运移规律进行研究。

2.1 侧向基本顶结构特征及演化规律

根据现有沿空留巷及采场顶板结构的研究,工作面顶板呈“O-X”破断,其中工作面侧向破断基本顶为弧形三角板,其长度近似为周期来压步距[9]。巷道位于侧向基本顶关键块下方,如图1所示。自工作面开挖至弧形三角板关键块触矸稳定侧向顶板依次按悬顶结构、空间铰接拱结构、半拱结构演化:

(1)悬顶结构。自前次来压结束后继续开挖,直至下次来压期间,基本顶保持悬顶弯曲下沉的状态,关键块A,B为一个完整岩梁。

(2)空间铰接结构。悬顶长度达到周期来压步距,顶板发生O-X型破断,形成侧向三角板。侧向三角板一端搭接在待采工作面煤体上方,另一端与相邻周期来压顶板形成铰接结构。这样的空间铰接结构随工作面推进及其他稳定性影响因素迅速回转,容易造成对承载体的动载作用。

(3)半拱结构。随工作面的继续推进,侧向三角板触矸,形成一端搭接在实体煤、一端触矸的半拱结构,变形达到最大,对承载体形成静载作用。

可知,无论是煤层刚开挖时的悬顶结构还是关键块触矸后的半拱结构,均是稳态结构。通常情况下基本顶的这两种稳态结构的转变很难通过支护来阻止,而两种结构的位态是固定的。因此,基本顶的破断、回转至关键块B达到稳定,关键块发生了给定变形。通常情况下,侧向基本顶关键块是决定沿空留巷成败的关键部位,而关键块稳态结构的维持或转换期间的安全保障是沿空巷道维护的关键技术。错层位沿空巷道围岩结构自身便能保证稳态结构转换过程的安全性,从而避开这一难题。

2.2 错层位沿空巷道卸让压围岩结构体系构建

为了弄清错层位沿空巷道围岩结构特征,以某矿工作面地质条件为原型开展了相似模拟实验,对按错层位布置的沿空巷道围岩结构进行模拟,其结果如图2(a)所示。

图2 错层位沿空巷道围岩结构
Fig.2 Surrounding rock structure of stagger layout roadway

该方法在上工作面开采时起坡、抬高巷道,本工作面开采时,将巷道布置在上工作面采空区起坡段底板中。由于其特殊的巷道布置形式,围岩形成了卸压、让压的围岩结构,能够有效地避开高地应力、关键块B失稳及触矸压实引起的动静载。其卸让压围岩结构主要包括以下3部分,如图2(b)所示:

(1)煤壁自动卸压结构(Ⅰ)。错层位巷道煤壁侧有一个巷道宽度的卸压煤体,如图2所示中I区域所示。这部分煤体上方为上一个工作面开采时的巷道,本工作面开采时该巷道顶板垮落。由于其位于两工作面过渡段,侧向基本顶关键块下方会形成自由空间而不对矸石压实。因此,这一个巷道宽度的煤体中应力主要来源于冒落的矸石。相比于深部高地应力、侧向支承压力及关键块搭接影响区的应力,这部分煤体中应力几乎可以忽略,实际形成了将高应力向煤体深部转移的作用,其效果类似于巷道防冲时采用的卸压爆破、钻孔卸压和定向裂隙。

(2)矸石-三角煤柱让压结构(Ⅱ)。错层位巷道布置在上工作面采空区起坡底板中,护巷煤柱为三角煤柱结构,其上方为开采垮落的碎胀矸石。这样的结构既可以通过矸石的压实来让压,缓冲顶板的动载,又可以通过采空侧已压实矸石的侧护来提供较大的支护力。此外,由于坡度较小,三角煤柱宽度较大,三角形煤柱本身稳定性较好,能较好地保证巷道稳定性。

(3)矸石顶板卸压结构(Ⅲ)。错层位巷道顶板为垮落矸石,通常通过留煤皮及铺设金属网等综合性手段来预防漏顶。通常情况下这一区域处于采场O型圈范围内,采空区冒落的矸石很难接顶(即过渡段矸石顶板上方存在的自由空间),不必承担上覆关键块作用力,顶板维护的主要任务是保证不漏矸。可知,不同于常规沿空巷顶板(图1(b))随基本顶回转而回转,错层位巷道不接顶的矸石堆顶板较大的压实变形性能及给关键块的回转提供了较大的变形空间。因此,错层位巷道顶板能够避开基本顶关键块给定变形的影响。即便基本顶发生失稳,滑落到矸石上,矸石也可通过流变、压实将压力卸载到煤壁侧或煤柱上,避免顶板灾害。

现场实践及相关的统计表明,错层位巷道能有效降低冲击地压的发生,而其关键技术便在于其破碎矸石顶板、矸石-三角煤柱及卸压煤壁的三元结构。因此,应当进一步对错层位巷道围岩结构及相应的卸压、让压机理进行分析。

当然,值得注意的是外错到上工作面底板的巷道会在上工作面采动支承压力的作用下发生损伤,进而导致围岩强度降低。然而,现场实践过程中发现,此方法实际应用过程中并未发生巷道支护困难的问题,巷道通常容易维护,其更多的问题集中在破碎顶板引起的瓦斯、水、煤自燃等问题。分析可知,错层位布置巷道能够避开地应力的影响,巷道只需承担垮落的岩层自重。其机理类似于长壁开采液压支架只需承担破断岩层自重而非到地表的自重。而对其破碎矸石顶板,其支护和传统的分层开采技术一致,以目前的支护技术已能够较好的解决。

3 错层位沿空巷道围岩卸让压原理力学分析

3.1 煤壁侧自动卸压结构(Ⅰ)

常规沿空巷道煤柱位于垮落顶板下方,地应力对其影响较小,但巷道实体煤一侧为覆岩的承载体,将受地应力及侧向支承压力的影响。应力的集中会导致巷道发生大的变形,埋深较大时实体煤侧集聚的弹性能释放还会造成冲击地压。

错层位布置巷道刚好能将这样的集中应力卸载掉。如图3所示,当采用经典的内错形式布置巷道时,巷道远离侧向集中应力,造成实体煤侧支承压力向煤体深部转移的效果。错层位巷道煤壁侧自动卸压原理如下:

图3 煤壁侧卸压原理
Fig.3 Pressure relief mechanism of inby rib

(1)错层位巷道通过改变布置位置,利用旧巷自动卸压,避免了沿空巷道受深部高地应力的影响,降低了人工卸压释放应力的成本[12]

(2)相比于卸压爆破、钻孔卸压和定向裂隙等工卸压技术,错层位巷道自动卸压结构未经历高应力的破坏,岩体力学性能较好,容易支护;加之其宽度较大,是天然的抗变形及防冲屏障。

(3)煤壁侧自动卸压结构宽度较大,力学性能较好,能够提供侧护力,改善应力集中区岩体受力状态,降低支护难度。

煤壁侧自动卸压的原理可通过定量计算来进一步描述。图4(a)为某矿22202工作面侧向支承应力及采空区矸石压实情况。其中,设OC段矸石压实载荷呈线性增大;OA段为应力降低区,AB段为应力升高区,应力的变化简化为线性变化。煤层埋深300 m左右,应力集中系数为2.5,OA=10 m,AB=40 m,OC=50 m。据此可计算底板任意点(x0y0)的应力解析式。

图4 侧向支承压力下底板应力云图
Fig.4 Stress contour under abutment pressure

首先,均布载荷q作用下的任意点(x0y0)的应力[13]

(3)

式中,x1,x2为均布载荷的起始点,且x1< x2;σx,σy,τxy为坐标系方向应力,MPa。

根据式(1)~(3)计算原理先对图4(a)中各段作用力下底板应力积分、求解,再将各段解析结果相加,得到工作面底板应力分布,最终利用式(4)得到最大和最小主应力。

(4)

其中,σ1,σ3分别为最大、最小主应力。上述计算均在数学软件Mathematica中进行,导出其计算结果可得底板最大、最小主应力云图如图4(b)所示。由图4(b)可知,以巷道实体煤侧煤壁为分界面,其左侧为应力集中区,右侧为应力降低区。若将巷道布置在位置I,巷道处于低应力状态,但其实体煤侧煤壁处于高应力集中状态,集聚着弹性能,容易发生大变形甚至巷内冲击。若将巷道布置在位置II,巷道实体煤煤壁远离了应力集中区,其间煤体处于低应力状态,能够较好的避开高应力影响,成为弹性能释放的屏障。

因此,将巷道布置在II位置的错层位沿空巷道可以实现沿空巷道实体煤侧的高应力卸压(I位置),降低支护难度。

3.2 矸石-三角煤柱(Ⅱ)让压及承载机理力学分析

无煤柱沿空巷道位于侧向关键块下方,影响其变形的主要问题不再是高应力,而是顶板的显著运动。前述分析可知,顶板破断后会发生由高位态的不稳定拱结构到低位态的稳定半拱结构的显著运动。由于常规沿空留巷需保证一定使用空间,没有足够空间让出顶板如此大的变形,因此现有巷旁支护致力于维持顶板的高位态以保证足够的使用空间,维护成本较高。错层位巷道上方自由空间允许关键块回转而不影响使用空间,与此同时其矸石-三角煤柱还可保证关键块位态转换过程中的安全性,分析如下:

由于基本顶破断位置位于其夹支端,因此破断后关键块搭接在直接顶上方。为了避免关键块回转后对巷道顶板造成影响,通常通过调整关键块长度与巷道宽度、巷道位置,使关键块另一端位于三角煤柱上方。这样,煤柱便成为覆岩的承载体。首先对作用在煤柱上的载荷进行分析,图5展示了作用在煤柱上侧向基本顶破断后位态的转变过程:

图5 侧向关键块稳态结构特征
Fig.5 Structural character of steady state of key block

随关键块的回转,侧向不稳定的基本顶空间铰接拱结构失稳,关键块C完全垮落在矸石上,关键块B形成搭接在矸石上的半拱结构。其载荷主要靠煤壁和矸石-三角煤柱结构共同承担:

R1+R2=γhl

(5)

(6)

当关键块间挤压力T=0,作用在煤柱上载荷R2达到最大,即

(7)

式中,R1,R2为半拱拱顶、拱脚竖向载荷,MPa;l为关键块长度,m;∑h为破断关键块及其载荷层厚度;h为基本顶厚度,m;a为铰接点位置参数,m;γ为平均容重,kN/m3

在此过程中,矸石顶板因其上方有一定高度自由空间,允许顶板的回转行程而不受影响。当基本顶侧向关键块回转、垮落时,矸石-三角煤柱结构是顶板显著运动的主要承载体,需承担回转引起的动载、静载作用。为了研究矸石-三角煤柱对顶板显著运动的让压机理、对顶板显著运动结束后静载的承载机理,开展了限侧矸石压实实验(图6)。实验参数及结果如表1及图7所示,据此可得矸石-三角煤柱让压及承载机理。

图6 限侧矸石压缩实验
Fig.6 Confined compressive test of gangues

表1 实验参数
Table 1 Experiment parameter

项目参数岩样种类砂岩块度范围25~30 mm完整岩样单轴抗压强度40 MPa加载方式限侧加载/限侧定载(7.5 MPa)

图7 应力-应变曲线
Fig.7 Stress-strain curves

限侧矸石压缩实验结果表明,限侧加载过程中应力-应变符合指数关系:

σ=0.572e9.568 3ε

(8)

其中,σε为限侧矸石加载过程中应力、应变;公式中系数为试验所得,与矸石块径、空间形状有关。

(1)大变形让压机理

图7(b)为限侧矸石室内压实过程中应力-应变曲线。可知,在矸石压实的前期(快速压实阶段),应力较小时矸石便会发生大的变形;随矸石进一步压实(动载缓冲段),应力大幅增长。图8中恒定载荷作用下(固定载荷7.5 MPa,达到固定载荷用时1~2 min)变形随时间变化规律可知,矸石压实过程中绝大部分变形发生在载荷作用初期。对照两曲线可知,当限侧矸石上作用动载时,矸石会通过短时间内产生大的变形来缓冲动载。在此阶段,上覆载荷做功用于碎石空隙闭合、碎石摩擦滑移及挤压破坏等等不可恢复的塑性变形[14],因此能够吸收顶板滑落等剧烈运动造成的动载,达到缓冲作用到三角煤柱上动载的效果。若矸石能完全吸收顶板势能便能保护三角煤柱不受动载影响;反之,煤柱上覆矸石无法缓冲顶板运动。这一阶段的能耗计算如下[15-16]:

(9)

式中,Ug为矸石压实过程中能量耗散,即图7(b)中曲线与坐标轴围成面积;εmax为矸石压实最大变形量。

图8 限侧矸石流变曲线
Fig.8 Flow curve of confined compressive gangues

据此便可计算低阻大变形让压阶段矸石的缓冲效果。当顶板位置势能

U>Ug

(10)

认为此时矸石已完全压实,失去大变形的缓冲作用。

限侧矸石堆让压效果可由式(8)及图7对比而得。图7(a)为实验所用矸石未破碎前试件单轴压缩应力-应变曲线(3次重复试验,编号1,2,3号),对比矸石堆压实过程应力-应变曲线(图7(b))可知,压实过程发生的变形为单轴压缩过程发生变形的几十倍。按照式(6)的计算原理(即曲线围成面积),在顶板动载作用下,限侧矸石堆变形比完整岩石增大几十倍,故而能耗也增长几十倍。因此,相比于完整岩石,当顶板发生剧烈运动时限侧矸石堆可以通过大变形缓冲顶板对煤柱的破坏(动载缓冲段),吸收顶板显著运动动能,起到保护煤柱的作用,实现对顶板的让压。

(2)限侧高阻承载机理

按照顶板垮落的先后顺序,当煤柱上方矸石压实时,上工作面顶板早垮落,其采空区矸石也早已压实。当煤柱上方矸石在顶板作用下向两侧扩展时,会受到已压实矸石的限制,形成限侧矸石堆。图7(b)中可知,对于限侧矸石堆而言,当矸石压实后,矸石堆的承载能力急剧增长。因此,矸石-三角煤柱中矸石层能够提供较大承载力。

由图7(b)、图8可知,在短暂的大变形压实缓冲动载后,顶板显著运动停止,煤柱上方限侧矸石迅速达到支撑顶板所需静载(限侧承载段)。尽管这一阶段矸石发生变形很小,却经历较长的时间。相关实验的统计表明:高阻限侧承载阶段很长时间内,限侧矸石发生的变形通常为整个受力阶段的5%左右[17]。通常采用压缩流变模型来刻画这一阶段矸石流变特征:

ε=-aexp(-bt)+c

(11)

式中,abc由顶板垮落矸石压缩实验获得。

尽管矸石堆会在关键块作用下发生一定流变,但由于其位于三角煤柱外侧,其变形对巷道无影响。巷道变形主要考虑静载作用下三角煤柱稳定性。图9为不同围压下煤样试件抗压强度。容易看出,围压增大,试件抗压强度增大。这一结论可用于分析三角煤柱稳定性。相比于一般沿空窄煤柱巷道或窄充填体,错层位巷道三角煤柱核区受到煤柱边缘的侧护作用,因此三角煤柱受力状态具有天然的优势,稳定性较好。为了进一步说明三角煤柱的稳定性,可采用极限平衡的方法进行分析。

图9 煤样三轴压缩实验
Fig.9 Confined compressive curves of coal sample

对于三角煤柱,由于其位于矸石下方。矸石与煤柱接触面上以正应力为主,摩擦力影响较小。按照文献[18]总结,煤柱一般多发生压剪破坏。假设压剪破坏面为圆弧面,可通过极限平衡法对煤柱稳定性进行分析。

如图10所示,将煤柱分为n个煤条,取第k个煤条进行分析。第k个煤条承担上覆载荷传递到滑动面上载荷为Fk,将其分解[19]

Nk=Fkcos αk,Tk=Fksin αk

(12)

图10 三角煤柱极限平衡分析
Fig.10 Limit equilibrium analysis on coal pillar

式中,Fk为第k个煤条自重及所受载荷;NkTk为其轴向和切向分力;αk为煤条位置与垂直方向夹角。

滑移面AC上平均抗剪强度为

τ=σtan φ+c

(13)

式中,τ为剪应力;c 为煤体黏聚力;σ 为剪切面上的正应力;φ为煤体的内摩擦角。

故滑移面上抗滑力为

Rk=τlk=Nktan φ+clk

(14)

总的抗滑力矩为

(MR)k=Rlk=(∑Nktan φ+∑clk)R

(15)

据此可得安全系数为

(16)

式中,lk为煤条宽度;R为半径。

上述计算中,滑动面和圆心位置是任意假定的。不同圆心及滑动面对应的安全系数表征该假定位置滑动面的稳定性。因此,式(16)的计算既可判断整个煤柱的稳定性也可判断某一部分的稳定性,其内在的力学破坏机理是一致的。但正是由于滑动面的不确定,式(16)实际是一种试算,需要对不同滑动面分别进行计算,这显然是很难做到的。

针对这个问题学者们进行了大量的计算,绘制了坡脚与坡高系数的关系曲线如图11所示。

图11 坡高系数与坡脚的关系曲线[20]
Fig.11 Relation curves between height and slope foot

图11中,H90为垂直煤柱极限高度,当煤柱高度大于此值,便会在自重载荷作用下发生自顶到底的滑动,其计算为

(17)

式中,H90为垂直煤柱高度,m;c为煤样黏聚力,MPa;γ0单位体积煤柱容重,kN/m3;φ为内摩擦角,(°)。

当煤柱坡度变化其极限高度可按进行计算

(18)

上述计算煤柱高度未考虑作用在其上方载荷,煤柱高度会很大。当考虑其上方载荷时,并将载荷作等效处理时,式(15)发生了变化

(19)

其中,γ为简化到单位体积煤柱上的载荷,kN/m3,表征覆岩作用在每个条带上的载荷。容易看出,通常情况下γγ0。当上覆载荷足够大时,在煤柱高度较小的情况下,便会发生压剪破坏的煤柱失稳。当煤柱存在角度时,可由式(18),(19)得煤柱角度为α时,煤柱极限平衡公式

(20)

其中,H为三角煤柱高度,m;H′为坡高系数,查图11可知。

分析式(20)及图11可知中,随煤柱角度α减小,坡高系数H′增大,尤其当坡脚α小于40°,坡高系数急剧增大。其中,式(20)右边为煤柱承载上限,等式左边为煤柱自重及上覆载荷。承载上限的激增意味着煤柱承载能力提高,煤柱稳定性提高。

以前述煤矿22204为例,其巷道高2.5 m,煤柱黏聚力0.5 MPa,内摩擦角20°,容重14.6 kN/m3,三角煤柱坡度15°。查表可得坡高系数H′=35。分别代入式(19),(20)可得

γ90=556.66 kN/m3

γ15=19 979.47 kN/m3=35.89γ90

上述计算表明,在遗留同样质量煤体的情况下,采用坡度15°三角煤柱承载能力远大于留设垂直窄煤柱。

此外,从图11中还可知,当三角煤柱坡脚小于40°时,坡高系数通常为垂直煤柱的十几倍以上,结合式(19),(20)可知,煤柱承载能力也相应激增。即便此时巷道高度H较大,对煤柱稳定性影响仍较小,据此可见三角煤柱具有较好的稳定性。

综上可知,由于沿空留(掘)巷护巷煤柱要受到顶板位态转变的显著运动的影响,现有沿空巷道致力于维持顶板的高位态,从而实现顶板的完整性,但也付出了较高的技术成本。而错层位巷道让顶板充分垮落,处于低位态而避开了顶板稳定的问题。其矸石-三角煤柱前期通过大变形让压缓冲动载、后期通过限侧矸石高承载性及三角煤柱较好的支承能力支撑顶板,避开了保持顶板高位态的难题,满足了顶板显著运动而不破坏煤柱的要求,降低了巷道维护难度。

3.3 矸石顶板结构(Ⅲ)让压机理

对于沿空巷道,应力集中通常不是影响巷道变形的主要因素,巷道主要受上覆坚硬顶板显著运动的影响。因此,巷道围岩稳定性除了要考虑煤柱承载性能还需考虑顶板稳定性。图12对比分析了几类典型沿空巷道顶板结构及支护机理。

图12 顶板让压原理
Fig.12 Mechanism for yielding of roof

图12(a)为沿空顶板位态变化示意。对于一般的沿空巷道,当上一个工作面回采结束后,侧向三角板破断,形成侧向关键块。侧向关键块随相邻关键块触矸而回转,关键块向低位态变化,其回转会挤压下方直接顶,造成直接顶破碎及巷道断面急剧减小。图12(c),(d)为常规沿空巷道支护方法。图12(c)中采用高强支撑体保证关键块处于高位态。高强支护可以避免顶板剧烈运动,保证顶板完整性。但高强材料护巷技术成本高,且容易支护失败。图12(d)采用柔性让压的巷旁支护,让顶板充分垮落,进入低位态,利用矸石支撑顶板。其技术难点是坚硬顶板显著运动过程中直接顶完整性的保证和巷旁支撑体的变形让压[21]

与传统的沿空巷道顶板结构不同,图12(b)中切顶卸压沿空巷道避免了侧向关键块的形成,通过未破断短悬臂的强支护作用对巷道形成保护,从根本上避免了沿空巷道受坚硬顶板显著活动的影响[22]。当然,相比一般的沿空巷道,切顶卸压沿空巷道难以避开侧向支承压力的作用,需要面对深部高应力的影响。

图12(e)为错层位沿空巷道顶板结构及顶板让压机理示意,由图12(e)可知,将巷道布置到上工作面采空区底板后其顶板为自由空间-碎胀矸石组合结构[23]。相比于常规沿空巷道直接顶要受到回转挤压,当坚硬顶板显著运动时,错层位巷道自由空间-碎胀矸石组合结构允许顶板发生较大的行程,能够实现结构性让压,不受坚硬顶板剧烈运动的影响。而让坚硬顶板充分回转、降至低位态的原则避免了高强支撑体的成本和容易失败的问题。矸石-三角煤柱较好的让压-承载性能、实体煤壁侧自动卸压又能保证坚硬顶板的稳定性。煤柱稳定性和侧向支承压力的充分转移。

综合来看,错层位沿空巷道能够最大程度的降低支护难度及成本,是一种较好的支护技术。

4 工程概况效果检验

山西某矿22202 和22204 长壁工作面所采煤层为2~4号煤层,煤层倾角2°~6°,工作面标高810~880 m,该矿主要地质构造为简单单斜构造。工作面沿倾斜布置,长130 m,走向推进长680 m,煤层平均厚5 m。

该矿其他工作面使用常规放顶煤开采,区段巷道沿底布置,留设20 m煤柱。实践表明,采用该方式运输巷内煤壁片帮、冒顶。故该矿井在开采22202工作面时,回风巷沿顶板布置,留设三角底煤,22204工作面进风巷采用错层位巷道布置,如图13所示[24]

图13 错层位开采设计
Fig.13 SLM Design

工作面采用3段式回采工艺管理,分别为上分层铺网工艺段、中部放顶煤工艺段、下分层网下工艺段。回风巷位于实体煤中,正常支护。进风巷顶板为金属网假顶,采用金属梯形棚式支护,金属棚用矿用11号工字钢加工而成,棚腿长为2 700 mm,金属棚梁长为3 100 mm,棚间距为800 mm,两根棚腿分别向两帮外岔10°;巷道周围采用坑木背板攀构,用木楔打紧背牢。

图14为现场实践的效果。分析可知,在22202进风巷、22202回风巷中,巷道采用传统的留煤柱巷道(22202进风巷)和实体煤内巷道(22202回风巷),巷道顶板压力较大。当工作面接近测站时,巷道顶板压力、围岩变形显著增大。而22204进风巷(错层位布置)顶板压力一直较小,且不受回采扰动;围岩变形中,仅顶板变形随回采有一定程度增加;整体上看,受回采影响较小。

图14 巷道变形量现场监测曲线
Fig.14 Field observation of deformation of gateroads

5 结 论

(1)相比于留煤柱护巷,沿空巷道位于开采卸压区内,不受所处位置地应力的影响,主要的压力来源便是关键块;相比于传统沿空留巷(掘巷),错层位巷道不去维持关键块不稳定的高位态,让其充分回转,处于稳定的低位态,且在高位态向低位态转变过程中保证了巷道的稳定性,具有较强的优势。

(2)错层位开采通过开采顺序的设置使巷道远离侧向集中应力,造成实体煤侧支承压力向煤体深部转移的效果。避免了沿空巷道受深部高地应力的影响,降低了人工卸压释放应力的成本。

(3)错层位巷道矸石-三角煤柱结构通过松散矸石大变形缓冲顶板显著运动动载,通过压实限侧矸石高承载作用、三角煤柱高稳定性实现承担关键块静载、维护巷道。

(4)错层位巷道自由空间-碎胀矸石组合结构允许顶板发生较大的行程,能够实现结构性让压,不受坚硬顶板剧烈运动的影响。而让坚硬顶板充分回转、降至低位态的原则避免了高强支撑体的成本和容易失败的问题。

沿空巷道是当前的热点问题之一,在面对深部开采时巷道变形量大、容易发生冲击事故的问题时,错层位沿空巷道无疑是较好的解决办法。在跃进煤矿、华丰煤矿的成功实践正是对这一技术的证明。当然错层位巷道矸石顶板的维护、采空区自燃以及该技术的科学内涵是下一步的工作重点。

参考文献(References):

[1] 康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007:112-121.

[2] 康红普,王金华,林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报,2010,35(11):1809-1814.

KANG Hongpu,WANG Jinhua,LIN Jian,et al.Study and applications of roadway support techniques for coal mines[J].Journal of China Coal Society,2010,35(11):1809-1814.

[3] 袁亮,薛俊华,张农,等.煤层气抽采和煤与瓦斯共采关键技术现状与展望[J].煤炭科学技术,2013,41(9):6-11.

YUAN Liang,XUE Junhua,ZHANG Nong,et al.Development orientation and status of key technology for mine underground coal bed methane drainage as well as coal and gas simultaneous mining[J].Coal Science and Technology,2013,41(9):6-11.

[4] 何满潮.深部软岩工程的研究进展与挑战[J].煤炭学报,2014,39(8):1409-1417.

HE Manchao.Progress and challenges of soft rock engineering in depth[J].Journal of China Coal Society,2014,39(8):1409-1417.

[5] 赵景礼,吴健.厚煤层错层位巷道布置采全厚采煤法[P].中国专利:ZL98100544.6.

[6] 赵景礼.厚煤层错层位巷道布置采全厚采煤法的研究[J].煤炭学报,2004,29(2):142-145.

ZHAO Jingli.Study on whole seam longwall mining with split-level gateroad[J].Journal of China Coal Society,2004,29(2):142-145.

[7] 张农,韩昌良,阚甲广,等.沿空留巷围岩控制理论与实践[J].煤炭学报,2014,39(8):1635-1641.

ZHANG Nong,HAN Changliang,KAN Jiaguang,et al.Theory and practice of surrounding rock control for pillarless gob-side entry retaining[J].Journal of China Coal Society,2014,39(8):1635-1641.

[8] 谭云亮,于凤海,宁建国,等.沿空巷旁支护适应性原理与支护方法[J].煤炭学报,2016,41(2):376-382.

TAN Yunliang,YU Fenghai,NING Jianguo,et al.Adaptability theory of roadside support in gob-side entry retaining and its supporting design[J].Journal of China Coal Society,2016,41(2):376-382.

[9] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2010:203-233.

[10] LI Z L,DOU L M,CAI W,et al.Roadway stagger layout for effective control of gob-side rock bursts in the longwall mining of a thick coal seam[J].Rock Mech Rock Eng,2016,49(2):621-629.

[11] DOU Linming,MU Zonglong,LI Zhenlei,et al.Research progress of monitoring,forecasting,and prevention of rockburst in underground coal mining in China[J].International Journal of Coal Science & Technology,2014,1(3):278-288.

[12] 王襄禹.高应力软岩巷道有控卸压与蠕变控制研究[D].徐州:中国矿业大学,2008:47-50.

[13] 何尚森,谢生荣,宋宝华,等.近距离下煤层损伤基本顶破断规律及稳定性分析[J].煤炭学报,2016,41(10):2596-2605.

HE Shangsen,XIE Shengrong,SONG Baohua,et al.Breaking laws and stability analysis of damage main roof in close distance hypogynous seams[J].Journal of China Coal Society,2016,41(10):2596-2605.

[14] 张吉雄.矸石直接充填综采岩层移动控制及其应用研究[D].徐州:中国矿业大学,2008.

ZHANG Jixiong.Study on strata movement controlling by raw waste backfilling with fully-mechanized coal mining technology and its engineering applications[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology,2008.

[15] 谢和平,鞠杨,黎立云.基于能量耗散与释放原理的岩石強度与整体破坏准则[J].岩石力学与工程学报,2005,24(17):3033-3010.

XIE Heping,JU Yang,LI Liyun.Criteria for strength and structural failure of rocks based on energy dissipation and energy releaseprinciple[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(17):3033-3010.

[16] 彭瑞东,鞠杨,高峰,等.三轴循环加卸载下煤岩损伤的能量机制分析[J].煤炭学报,2014,39(2):245-252.

PENG Ruidong,JU Yang,GAO Feng,et al.Energy analysis on damage of coal under cyclical triaxial loading and unloading conditions[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):245-252.

[17] 苏承东,顾明,唐旭,等.煤层顶板破碎岩石压实特征的试验研究[J].岩石力学与工程学报,2012,31(1):18-26.

SU Chengdong,GU Ming,TANG Xu,et al.Experiment study of compaction characteristics of crushed stones from coal seam roof[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2012,31(1):18-26.

[18] 王家臣,王兆会,孔德中.硬煤工作面煤壁破坏与防治机理[J].煤炭学报,2015,40(10):2243-2250.

WANG Jiachen,WANG Zhaohui,KONG Dezhong.Failure and prevention mechanism of coal wall in hard coal seam[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10):2243-2250.

[19] 史恒通,王成华.土坡有限元稳定分析若干问题的探讨[J].岩土力学,2000,21(2):152-155.

SHI Hengtong,WANG Chenghua.Some problems in finite element analysis of slope stability[J].Rock and Soil Mechanics,2000,21(2):152-155.

[20] 陈祖煜.土质边坡稳定分析[M].北京:中国水利水电出版社,2003.

[21] TAN Y L,YU F H,NING J G,et al.Design and construction of entry retaining wall along a gob side under hard roof stratum[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2015,77:115-121.

[22] 何满潮,陈上元,郭志飚,等.切顶卸压沿空留巷围岩结构控制及其工程应用[J].中国矿业大学学报,2017,46(5):959-969.

HE Manchao,CHEN Shangyuan,GUO Zhibiao,et al.Control of surrounding rock structure for gob-side retaining by cutting roof to release pressure and its engineering application[J].Journal of China University of Mining an Technology,2017,46(5):959-969.

[23] GUO Hua,YUAN Liang.An integrated approach to study of strata behaviour and gas flow dynamics and its application[J].International Journal of Coal Science & Technology,2015,2(1):12-21.

[24] 王朋飞,赵景礼,王志强,等.非充分采动采空区与煤岩柱(体)耦合作用机制及应用[J].岩石力学与工程学报,2017,36(5):1186-1200.

WANG Pengfei,ZHAO Jingli,WANG Zhiqiang,et al.Mechanism of gob-pillar interaction for subcritical panels and its application[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2017,36(5):1186-1200.