双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩稳定性控制技术_黄万朋.pdf

第 42 卷 第 3 期 岩石力学与工程学报 Vol.42 No.3 2023 年 3 月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering March，2023 收稿日期：收稿日期：20220331；修回日期：修回日期：20220620 基金项目：基金项目：国家自然科学基金资助项目(51774195)；煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室开放基金资助项目(2021KFYB020)；山东省自然科学基金青年基金项目(ZR2021QE176)Supported by the National Natural Science Foundation of China(Grant No.51774195)，Open Foundation of State Key Laboratory of Efficient Mining and Clean Utilization of Coal Resources(Grant No.2021KFYB020)and Natural Science Foundation of Shandong Province(Grant No.ZR2021QE176)作者简介：作者简介：黄万朋(1985)，男，2006 年毕业于山东科技大学采矿工程专业，现任副教授、博士生导师，主要从事矿山岩体力学、矿山压力与岩层控制等方面的研究工作。E-mail：。通讯作者：江东海(1987)，男，博士，现任讲师。E-mail： DOI：10.13722/ki.jrme.2022.0302 双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩 稳定性控制技术稳定性控制技术 黄万朋1，2，赵同阳1，江东海1，郭晓胜3，郑永胜4，王学文1(1.山东科技大学 能源与矿业工程学院，山东 青岛 266590；2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013；3.山东能源淄矿集团 正通煤业，陕西 咸阳 713600；4.山东泰山能源有限责任公司 翟镇煤矿，山东 新泰 271204)摘要：摘要：为解决传统双巷掘进资源采出率低和沿空掘巷采掘接替紧张难题，以翟镇煤矿下组煤一采区 11502 工作面为工程试验对象，创新性提出留窄小煤柱双巷同时掘进巷道的布置方法，同时构建小煤柱高强复合加固支护技术。采用理论分析、试验测试结合数值模拟等综合研究方法，对留窄小煤柱双巷掘进布置原理及煤柱加固支护技术进行深入研究探索。结果表明，双巷掘进留窄小煤柱技术能够实现采区工作面顺序接替，有效提高采区采出率；提出的小煤柱综合加固支护技术以超前断顶卸压、对穿锚索提高煤柱自身承载力以及钢管混凝土墩柱高强辅助加强支护为主体，避免了小煤柱过早进入塑性状态而发生整体失稳破坏，能够有效保持长期稳定。基于覆岩组合结构理论建立煤柱顶板结构力学模型，研究煤柱上方支承压力分布规律与大小，建立双巷掘进小煤柱加固支护设计方法。通过数值模拟验证，该技术与传统沿空掘巷相比，能够更好地控制巷道围岩变形，煤柱体的帮鼓变形量和巷道变形量均得到了有效降低。关键词：关键词：采矿工程；沿空掘巷；小煤柱；双巷布置；对穿锚索；钢管混凝土墩柱 中图分类号：中图分类号：TD 32 文献标识码：文献标识码：A 文章编号：文章编号：10006915(2023)03061713 Arrangement of double entry driving with a narrow coal pillar in the middle and stability control technology of surrounding rock HUANG Wanpeng1，2，ZHAO Tongyang1，JIANG Donghai1，GUO Xiaosheng3，ZHENG Yongsheng4，WANG Xuewen1(1.College of Energy and Mining Engineering，Shandong University of Science and Technology，Qingdao，Shandong 266590，China；2.State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization，Beijing 100013，China；3.Zhengtong Coal Mine，Shandong Energy Zikuang Mining Group Co.，Ltd.，Xianyang，Shaanxi 713600，China；4.Zhaizhen Coal Mine，Shandong Taishan Energy Group Co.，Ltd.，Xintai，Shandong 271204，China)Abstract：In order to solve the problem of low resource recovery rate of traditional double entry driving and tight replacement of gob-side entry driving，taking the 11502 working face of the first mining area of Lower group coal mine in Zhaizhen Coal Mine as the engineering test object，this paper innovatively put forward an arrangement method of double entry driving with a narrow coal pillar in the middle，and constructed a narrow coal pillar high-strength composite reinforcement support technology.By adopting comprehensive research methods such as 618 岩石力学与工程学报 2023 年 theoretical analysis，experimental test combined with numerical simulation，the arrangement principle of double entry driving with a narrow coal pillar and a narrow coal pillar reinforcement support technology are deeply researched and explored.The results show that the technology of double entry driving with a narrow coal pillar can realize the sequential succession of working faces and effectively improve the recovery rate in the mining area.The technology of narrow coal pillar composite reinforcement support is mainly based on advanced broken roof and relieved pressure，the improvement the bearing capacity of the narrow coal column side by anchor cable through coal pillar，and the high-strength composite reinforcement support of the concrete-filled steel tubular columns，which prevents the narrow coal pillars from prematurely entering a plastic state and then losing overall stability，and can effectively maintain long-term stability.Based on the combined structure theory of overburden rock，a coal pillar-roof structural mechanics model was established，the distribution law and magnitude of the abutment pressure above the coal pillar were studied，and a design method for the double entry driving with a narrow coal pillar reinforcement support was established.The numerical simulation proves that compared with the traditional gob-side entry driving，this technology can better control the deformation of surrounding rock of roadway，and the deformation of coal pillar body and roadway have been effectively reduced.Key words：mining engineering；gob-side entry driving；narrow coal pillar；double roadway layout；anchor cable through coal pillar；concrete-filled steel tubular columns 1 引引 言言 在传统的双巷掘进中，相邻区段间一般留设1530 m 的保护煤柱，能够保证工作面实现顺序回采，确保采掘接替正常；但这样不仅会造成煤炭资源的大量浪费，而且随着矿井开采深度的增加，宽煤柱易形成应力集中，引发煤柱型冲击地压灾害，给矿井生产带来巨大的安全隐患1-3。随着无煤柱开采技术的发展，越来越多的煤矿开始使用留窄小煤柱的沿空掘巷技术，基于侧向顶板断裂后形成的内外应力场理论4，该技术将下一工作面的巷道布置在上一个工作面采空区附近的应力降低区内，留设35 m 的保护煤柱，这样不但提高了煤炭采出率，大大减少了资源浪费，而且有效的降低了煤柱型冲击地压危险。近些年来，许多学者对沿空掘巷围岩运动规律、小煤柱参数设计及加固技术等做了大量的分析与研究，得到了较多成果5-10。然而，虽然目前留窄小煤柱的沿空掘巷技术已经在现场得到成功应用，但仍然存在以下主要问题：首先，为降低动压影响，下一工作面巷道要在相邻工作面采空区覆岩运动稳定后才能开始掘进，这样就需要保持 68个月的掘巷滞后期，容易给矿井带来采掘接替紧张的问题；而且随着当前矿井开采强度的日益提高，这一问题在越来越多的矿井变得日益严重，成为制约矿井高效开采的瓶颈。其次，由于沿空掘进巷道距离采空区较近，虽然小煤柱处于应力降低区，但侧向支承压力仍高于煤柱的承载能力，小煤柱容易发生变形破坏，而在当前的支护体系下，煤柱两侧的支护结构体(以锚杆为主)没有有效的力学联系11，难以提高煤柱承载力，而且两侧过多的锚杆索孔会破坏煤柱本身的整体性，小煤柱容易发生全宽度上的失稳破坏，因此，目前大多沿空掘巷的小煤柱存在帮鼓变形严重、煤壁出现整体滑移的现象，巷道不但会产生大变形12，还会造成采空区漏风和火灾等严重问题13。为解决上述技术难题，近年来，余学义等14-15也做了很多技术创新；王志强等16提出“超长推进距离工作面的双巷布置沿空掘巷顺采方法”，并确定了大、小煤柱尺寸等参数的计算依据；王 波等17-18针对对穿锚索加固作用下沿空掘巷留设煤柱承压性能进行了相关试验研究，分析了对穿锚索不同加固方式对煤柱破坏方式、承载力和变形量变化规律以及对对穿锚索应力变化规律的影响；黄万朋等19-20提出了钢管混凝土墩柱巷旁高强辅助支护结构，并对墩柱结构优化、力学性能等进行了深入的研究探索。综上，小煤柱的长期稳定性加固控制是沿空掘巷技术进一步推广发展所要解决的关键科学问题。基于此，本文提出一种以对穿锚索+钢管混凝土墩柱为主体的新型小煤柱复合加固高强支护技术，并创新性提出了留窄小煤柱的双巷掘进巷道布置方法。此方法将传统双巷掘进与沿空掘巷技术相结合，双巷掘进能够解决采掘接替紧张问题，留小煤柱则提高了煤炭采出率，减少了资源损失。同时以双向对穿锚索+钢管混凝土墩柱为主体的新型复合加固支护技术，能够极大提高小煤柱的承载能力，解决小煤柱的长期稳定性控制问题，从而保证留小煤柱双巷掘进技术的可行性，为矿井创造较好的经济和社第 42 卷 第 3 期 黄万朋等：双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩稳定性控制技术 619 会效益。2 工程背景介绍工程背景介绍 新汶矿区翟镇煤矿下组煤一采区主采 15 层煤，煤层埋深572636 m。煤层厚度平均 1.47 m，为稳定的中厚煤层，倾角平均 7，属于缓倾斜煤层。煤层上方直接顶为 0.551.05 m 的泥灰岩，硬度系数 7.0，岩层呈灰色，含较多的黄铁矿结核；基本顶为 6.15 m 的粉砂岩，硬度系数 3.0，深灰色，上部富含植物根部化石及黄铁矿结核。基本顶以上赋存煤 14，厚度平均 0.42 m。翟镇煤矿下组煤工作面开采过程中，普遍采用留小煤柱的沿空掘巷技术，煤柱平均留设宽度为 45 m。由于工作面开采后上覆岩层剧烈运动，造成较大的支承压力集中，沿空巷道掘出后，小煤柱侧往往发生较大的帮鼓变形，如图 1 所示。图 1 翟镇煤矿下组煤传统沿空掘巷围岩变形 Fig.1 Deformation of surrounding rock of traditional gob-side entry driving in Zhaizheng Coal Mine 2.1 传统沿空掘巷煤柱破坏分析传统沿空掘巷煤柱破坏分析 根据翟镇煤矿下组煤工作面开采情况，结合覆岩顶板结构及巷道支护参数设计，总结分析沿空掘巷小煤柱大变形原因如下：(1)小煤柱过早进入塑性状态，承载力降低 在翟镇煤矿传统沿空掘巷工程中，上一工作面开采时，第二工作面巷道尚未掘出，随工作面开采，侧向覆岩顶板深入实体煤侧断裂，建立力学结构图，如图 2 所示，在上一工作面开采过程中，煤层上方基本顶在实体煤侧断裂，以断裂线为界煤体上方支承压力演化为内外 2 个应力场4，21。处于内应力场的煤体基本已经处于塑性状态，承载力大大降低。根据现场实测分析，该内应力场范围约为采空区向煤体侧 57 m。在该应力场内，当下一工作面沿空巷道掘出后，本身已经处于塑性状态的煤柱体进入单侧无约束另一侧小约束的受力状态，煤体强度降低至残余强度，自身承载力进一步降低。因此，小煤柱过早进入塑性状态，承载力降低是造成后期沿空掘巷煤柱帮鼓大变形的一个主要因素。(2)煤柱支护体布置不合理，不能有效提高煤柱承载力 传统沿空掘巷小煤柱两侧支护体结构布置如图 3所示，小煤柱两侧主要以锚杆支护为主22。由于煤柱两侧巷道在掘进时间上具有一定滞后性，因此煤柱两侧支护结构的施加同样具有时间上的不协调性，煤柱两侧支护体相互之间不能形成有效的力学联系，因此对煤柱本身的承载力提高作用有限。如图 3 所示，煤柱两侧锚杆的端头均锚固于煤柱近中央位置，另一端紧固于煤柱侧壁。由于煤柱本身已经提前进入塑性状态，内部裂隙较为发育，无有效的中央弹性核区，因此在锚固端无法提供有效着力点，致使锚杆本身无法达到良好的支护状态，支护强度较低。图 2 沿空掘巷小煤柱应力状态 Fig.2 Stress state of narrow coal pillar in gob-side entry driving 1.47 m1.50 m0.551.05 m5.46.9 m基本顶岩块A外应力场直接顶内应力场岩块B岩块C掘巷位置塑性区小煤柱57 m采空区 620 岩石力学与工程学报 2023 年 图 3 煤柱两侧支护结构分析 Fig.3 Analysis of supporting structure on both sides of coal pillar 综合上述分析，翟镇煤矿下组煤一采区留设的区段小煤柱，由于巷道布置及支护设计两大因素的不合理性，导致小煤柱的承载力低于上覆岩层带给其的支承压力，最终引起了小煤柱帮鼓等大变形现象的发生。2.2 工作面沿空掘巷概况工作面沿空掘巷概况 针对上述情况，为解决传统沿空掘巷小煤柱承载力低造成的帮鼓大变形问题，决定在翟镇煤矿下组煤一采区以11502 工作面为工程试验对象，开展双巷掘进留窄小煤柱围岩稳定性控制新技术的研究。11502 工作面位于翟镇井田后组一采区西部，北邻 11503 工作面，正在开采，南临 11501 工作面，正在设计，西邻矿井边界，东至后十五层轨道下山，工作面采掘工程平面图如图 4 所示。工作面走向推进长度 945 m，倾斜长度 120 m。11502 工作面设计时，其下部轨道平巷与 11501 工作面上部运输平巷同时施工，采用双巷掘进留窄小煤柱技术布置，中间留设煤柱设计宽度 4 m。11502 工作面轨道巷设计宽度 4.2 m，高度 2.6 m；11501 工作面运输巷设计宽度 4.0 m，高度 2.6 m。两巷间设计采用对穿锚索+钢管混凝土墩柱的支护技术方案进行煤柱加固。工作面围岩结构柱状图如图 5 所示。3 双巷掘进留窄小煤柱技术原理双巷掘进留窄小煤柱技术原理 3.1 留窄小煤柱的双巷掘进巷道布置方法留窄小煤柱的双巷掘进巷道布置方法 区别于传统留宽煤柱(2030 m)的双巷掘进巷道布置以及当前沿空掘巷巷道布置方式，留窄小煤柱的双巷掘进巷道布置方法具有其独特的技术特点，如图 6 所示。在第一工作面下部轨道平巷掘进过程中，滞后其一定安全距离 L，平行掘进第二工作面的运输平巷，两工作面平巷之间的区段煤柱留设宽度在 34 m 范围；在巷道掘进方向上，每间隔一定距离开掘一条联络巷，用以两巷之间的联络贯通。留窄小煤柱的双巷掘进巷道布置方式，将传统双巷掘进与沿空掘巷技术相结合，双巷掘进能够解决采掘接替紧张问题，而留小煤柱则提高了煤炭采出率，减少了资源损失。但是在该种巷道布置方式下，区段小煤柱以及第二工作面运输平巷在高静载应力作用下如何保证其稳定不破坏是该技术需要解 图 4 1502 工作面采掘工程平面图 Fig.4 Mining engineering plan of 1502 working face 锚杆锚杆未锚固段未锚固段锚固段锚固段小煤柱小煤柱 400 mF2 =1260 m0H8 F21 =2024 m80H 550 m 11503运输巷 Z10 11503轨道巷11502工作面 11501工作面运输巷11502工作面轨道巷11502工作面运输巷下山下山11504工作面采空区 N450 m 121.49后组15层运输后组15层轨道400 m第 42 卷 第 3 期 黄万朋等：双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩稳定性控制技术 621 图 5 工作面围岩结构柱状图 Fig.5 The histogram of surrounding rock structure of working face 图 6 留窄小煤柱的双巷掘进巷道布置方法 Fig.6 Layout method of double roadway driving with narrow coal pillar 决的关键难题。3.2 窄小煤柱加固技术窄小煤柱加固技术 基于上述分析，为了保证第一工作面回采过程中小煤柱及相邻巷道的稳定性，提出了一种以“超前断顶+对穿锚索+钢管混凝土墩柱”为主体的新型小煤柱复合加固高强支护技术。该技术包括覆岩顶板超前断顶卸压、小煤柱双向对穿锚索加固以及钢管混凝土墩柱高强辅助支护等。具体技术原理如下：(1)覆岩顶板超前断顶卸压技术 第一工作面回采过程中，侧向煤壁上方基本顶的超前断裂一方面会造成煤体提前进入塑性状态，降低其承载能力；另一方面老顶断裂形成的铰接岩梁结构会给巷旁小煤柱带来较大的侧向承载压力23，如图 2 所示，上述两个方面均不利于小煤柱的稳定性控制。因此，在第一工作面回采前，在巷道靠煤柱侧超前工作面一定距离钻孔、爆破，形成预裂切缝，待工作面推过后，使煤柱上方顶板在自身重力及矿山压力的作用下沿煤柱边缘断裂垮落，从而有柱状厚度/岩石名称m岩石描述(1200)0.40.80.64.35.865.082.13.93.00.40.60.58.49.69.00.40.60.58.89.689.245.06.05.51.151.291.221.82.22.00.350.40.425.46.96.150.51.00.71.281.451.471.41.61.500.580.29黏土岩粉砂岩砂岩互层黏土层砂岩互层黏土层砂岩互层粉砂岩粉砂岩黏土层四灰煤13煤14煤15煤16泥灰岩深灰色，团块状，f=3.0浅灰色，水平层理，f=3.5深灰色，团块状，f=3.0浅灰色，水平层理，f=3.5深灰色，团块状，f=3.0浅灰色，水平层理，f=3.5深灰色，团块状，f=3.0黑色，条带状结构，以亮煤为主煤质较好，光亮型，金属光泽灰色，含较多黄铁矿结核，f=7.0灰黑色，断口平整，f=3.0黑色深灰色，吸水后松软，f=3.0煤质较好，节理发育易碎，光高型，夹石为炭制砂岩，比重较轻，硬度较大灰色，顶部带杂褐色调，有垂直层面的闭合裂隙，被方解石脉充填，但不发育，上部具缝合线构造，中夹灰黑色粉砂岩，富含腕足类化石，有燧石结核，上部富含海相动物化石，以下渐少，可见海百合茎、腕足类，偶见珊瑚类化石，f=7.0灰黑色，断口平整。中上部植物化石碎片顺层面富集分布层部夹有细砂岩薄层。底部有深灰色泥岩，其中富含棕黄色菱铁质结核，见贝壳状断口，f=3.0运输平巷联络巷第一工作面轨道平巷运输平巷第二工作面34 m窄煤柱 622 岩石力学与工程学报 2023 年 效降低实体煤侧应力集中程度，同时可以减少煤柱上方基本顶运动过程中的沉降量，降低顶板岩块断裂施加在巷旁煤体上的侧向支承压力24，如图 7所示。图 7 覆岩顶板超前断顶卸压示意图 Fig.7 Overburden destress diagram of advanced broken roof (2)小煤柱双向对穿锚索加固技术 根据前述分析，传统沿空掘巷煤柱出现帮鼓大变形及破坏的主要原因是掘巷时煤柱已经提前进入塑性状态，承载力大大降低，而两侧无侧向联系的锚杆支护体并不能有效提高煤柱承载力。因此，提出双巷掘进小煤柱双向对穿加固技术，能够有效解决上述技术难题。由于相邻 2 条巷道同时掘进，可以从煤柱两侧巷道中向小煤柱中钻孔，穿入普通锚索束体，采用张拉器具，通过两端的托盘和锁具对锚索束体进行张拉和预紧，实现对小煤柱的双向加固支护，如图 8 所示。为了降低锚索孔对小煤柱完整性的破坏，在锚索束体与围岩之间的锚索孔空间内采用注浆的方式加固(见图 8)，从而将锚索束体与钻孔围岩黏结成一体，有效保证小煤柱内部的围岩完整性，进一步提高其承载能力17。由于在巷道掘进时煤体尚处于弹性阶段，而双向对穿锚索可以在小煤柱两端进行双向加固支护，使煤柱在两侧巷道内的 2 个自由面均受到压缩，给小煤柱提供较高的侧向围压，变单向受力状态为双向受力状态，大大提高小煤柱的力学承载性能，从而有效支撑上覆岩层运动带来的侧向支承压力。(3)巷旁钢管混凝土墩柱高强辅助支护技术 钢管混凝土墩柱由外部无缝钢管充填核心混凝土组成，具有非常高的承载能力和结构稳定性25-26，目前已在井下巷道支护尤其是沿空留巷技术中得到了良好应用，作为巷旁支护体结构能够给覆岩提供稳定的高承载力19，27-29。因此，本技术采用在窄小煤柱一侧或两侧架设钢管混凝土墩柱作为辅助高强支护体结构，与强化后的小煤柱一起共同承载上覆岩层运动，能够起到良好的支护效果，如图 8 所示。为了有效缓解顶板运动压力，可将墩柱高度设计低于煤柱高度 100200 mm，其间以柔性垫层为缓冲让压层，可用木楔、水泥背板等材料加工制作，保证接顶密实。综上，本文提出的新型小煤柱复合加固高强支护技术如图 9 所示，该技术中通过顶板超前预断裂技术改变覆岩断裂结构及应力场分布规律，有效降低作用在窄小煤柱上的支承压力；通过对穿锚索双向加固技术改变煤柱受力状态，大大提高小煤柱自身的力学承载性能；通过巷旁钢管混凝土墩柱的高承载性能给覆岩顶板提供辅助高强支护。上述技术体系能够保证小煤柱承载力高于顶板断裂后的结构体施加在煤柱上的静载支承压力，从而实现煤柱的长期稳定。图 8 小煤柱双向对穿支护布置示意图 Fig.8 The schematic diagram of support arrangement of anchor cable through narrow coal pillar 基本顶直接顶上区段采空区上覆岩层预裂切顶线切落顶板让压体让压体小煤柱小煤柱对穿锚索对穿锚索采空区采空区钢混墩柱钢混墩柱锚索束锚索束锚索孔锚索孔注浆料注浆料钢管混凝土墩柱钢管混凝土墩柱第 42 卷 第 3 期 黄万朋等：双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩稳定性控制技术 623 图 9 小煤柱复合加固支护技术体系示意图 Fig.9 The schematic diagram of narrow coal pillar composite reinforcement supporting technology system 4 小煤柱支护参数设计及稳定性分析小煤柱支护参数设计及稳定性分析 4.1 顶板断裂结构分析及承载压力计算顶板断裂结构分析及承载压力计算 在覆岩顶板超前断顶卸压下，随着前一工作面的回采，基本顶在采空区煤柱侧断裂。根据经典矿压理论4，采用断顶卸压下的“给定变形”位态建立覆岩顶板力学结构模型如图 10 所示。在该位态结构下，煤柱上方直接顶和基本顶与上覆岩层发生离层，失去垂直方向上力的联系；基本顶形成的断裂岩块在采空区内由垮落矸石支撑，煤柱及巷旁支护体所要控制的是其上方悬露未断裂部分的直接顶及基本顶岩层重量，巷旁支护体要具有足够的支护强度，能够控制该部分基本顶的旋转下沉，限制基本顶不能沉降至最低位态30-31。图 10 覆岩顶板力学结构模型图 Fig.10 The mechanical structure model diagram of overburden roof 基于上述分析，确定煤层上方基本顶岩层范围是进行煤柱支承压力计算的基础。根据 11502 工作面上方围岩柱状图，根据经典矿压的覆岩组合结构理论4以及岩层运动的关键层控制理论32-33对煤层上方覆岩结构进行划分。根据覆岩结构分析，煤层开采后，由于自由运动空间的存在，其上方直接覆盖的 0.7 m 厚的泥灰岩会在采空区直接冒落，该层岩层属于直接顶范畴。上覆第 2 层 6.15 m 厚的粉砂岩的自由运动空间不足以让该层岩层垮落，因此该岩层将形成断裂的铰接岩梁结构，划入基本顶范畴。而对于该层以上岩层，是与下方第 2 层岩层同时运动组成复合基本顶结构还是单独运动，需要进行力学分析判断。对于相邻的两岩层，是同时运动还是分开运动，可以用岩层沉降中的最大曲率max来进行判断。当max上max下时，两岩层组合成一个岩层组运动；当max上max下时，两岩层分开运动。岩梁的最大弯曲曲率可由下式表示：2max22LEm=(1)式中：为岩层容重，L 为岩梁极限跨度，E 为岩梁弹性模量，m 为岩层厚度。将煤层上方各岩层力学参数列入表 1，根据上述条件计算判断得到，煤层上方的第 35 层煤岩层最大弯曲曲率大于第2 层岩层，因此将与下方第2 层岩层同时运动组成复合基本顶结构。而第 6 层 5.5 m厚的四灰岩层将与下方岩层分开运动，二者之间由于运动的不协调，将在岩层下沉断裂过程中产生一定的离层，从而失去垂直方向上力的联系。最终将得到的直接顶岩层及基本顶岩层范围见表 1。表 1 11502 覆岩组合结构划分 Table 1 Division of 11502 overburden assemblage structure 序号岩层岩性厚度/m 岩层容重/(kNm3)弹性模 量/GPa 极限跨 度/m 顶板 类型 岩层 分组号6四灰5.528 9.5 45 上覆岩层3 513 煤层1.2220 6.7 13 基本顶2 4粉砂岩2.027 8.2 26 314 煤层0.4220 6.6 8 2粉砂岩6.1527 8.2 51 1泥灰岩0.726 7.1 10 直接顶1 015 煤层1.4720 钢管混凝土墩柱上区段巷道下区段巷道对穿锚索超前断顶孔()采前施工小煤柱直接顶上覆岩层离层空间基本顶岩体A基本顶岩体B基本顶岩体C弯曲裂隙带岩层下工作面巷道钢管混凝土墩柱小煤柱上区段采空区 624 岩石力学与工程学报 2023 年 根据图 10 力学模型分析，巷道及煤柱上方覆盖的直接顶和基本顶的重量将全部由煤柱及巷旁支撑体承担，根据力矩平衡分析，煤柱及巷旁支护体所需要承担的支承压力 F 可根据下式29，34计算：11122nxiiiFTTKm=(2)式中：为直接顶及基本顶的岩层自重载荷(MPa)；T为上方覆盖顶板的长度，约为巷道宽度与留设的小煤柱宽度之和，取8 m；xK为应力集中系数，随岩梁长度的增大而增大，在此取2.0；i为第i层岩层容重；mi为第i层岩层厚度。将覆岩力学参数代入式(2)，可得F=2 891.2 kN。4.2 小煤柱承载力分析及参数设计小煤柱承载力分析及参数设计 在井下沿空掘巷工程中，窄小煤柱由于无法完全支撑上覆岩层的自重应力，因此在基本顶岩层与上位岩层发生离层下沉这一期间，小煤柱体将由弹性状态向塑性状态转变，煤柱体强度迅速缩减至残余强度7。在现场取煤样试件进行了实验室力学性能测试，得到的煤体试件在单轴压缩条件下的平均极限强度约为9.42 MPa，弹性模量2.4 GPa，内摩擦角28；当其进入塑性状态后的残余强度约为0.56 MPa。根据巷道所处地质力学环境，在对煤柱节理、地下水等综合因素分析基础上，利用RMR系统分类指标及评分方法35，得到煤岩体力学强度指标弱化参数约为0.63，即小煤柱在两侧无侧向约束的条件下的塑性残余抗压强度约为0.353 MPa。根据现场支护条件，翟镇煤矿常用的锚索型号规格为高强度、低松驰、黏结式17钢绞线，锚索直径17.8 mm，预紧力220 kN，最低破断载荷353 kN。小煤柱采用不同的对穿锚索支护参数，可以给煤柱提供不同的侧向支护阻力。根据巷道断面设计尺寸，11502工作面轨道巷设计宽度4.2 m，高度2.6 m；11501工作面运输巷设计宽度4.0 m，高度2.6 m。可以选取煤柱两侧每断面分别布设2，3和4根的锚索支护方案，以单根锚索可以提供的最小预紧力220 kN计算，锚索可以给煤柱提供的侧向支护强度如表2所示。在给煤柱体施加一定的侧向约束条件下，煤柱体由单向受力状态转变为双向受力状态，其在塑性状态下的残余强度和承载力均能够得到有效加强，小煤柱煤体在侧向约束应力状态下的极限承载强度1可以用下式表示：103k=+(3)式中：0为煤柱的残余单轴抗压强度；3为对穿锚 表 2 小煤柱对穿锚索支护方案 Table 2 Support scheme of narrow coal pillar pair through anchor cable 方案序号锚索 根数 锚索 间距/m 锚索 排距/m 单根锚索 支护阻力/kN侧向支护强度/MPa1 2 1.2 1.0 220 0.169 2 3 1.0 1.0 220 0.254 3 4 0.6 1.0 220 0.338 索给小煤柱提供的侧向约束应力；k为侧向强化系数，假设塑性破坏状态下的煤柱体强度仍然符合莫尔库仑强度准则，根据经 伟等36研究成果，岩石破裂峰后阶段内摩擦角变化很小，可近似认为不变，则(1sin)/(1sin)k=+-，其中为煤体的内摩擦角，根据计算可得k=1.743。而通过实验室对对穿锚索加固下的煤体试件的力学性能测试分析得到，该强度强化系数约为1.24，在此取该值计算。将表2中参数代入式(3)，可以得到煤柱两侧每断面分别布设2，3和4根的锚索时，小煤柱的极限承载强度分别为0.563，0.668，0.772 MPa。对于区段护巷煤柱来说，由于其轴向长度远大于其宽度，可将其视为平面问题，因而可忽略煤柱前、后两端的边缘效应，按照留设煤柱的宽度为3，4和5 m分别进行计算，将煤柱的支撑力列入表3。表 3 小煤柱承载力分析 Table 3 Bearing capacity analysis of narrow coal pillar 煤柱宽 度/m 小煤柱极限承载强度/MPa 0.563 0.668 0.772 3 1 687 2 004 2 316 4 2 250 2 672 3 088 5 2 812 3 340 3 860 注：加粗数据代表最优方案。基于现场工程实践条件，在尽可能提高采出率(缩减煤柱尺寸)的基础上布置合理的锚索支护密度为原则，认为留设4 m煤柱、每个断面布置3根对穿锚索为较优化方案。4.3 钢管混凝土墩柱选型计算钢管混凝土墩柱选型计算 根据上述分析，纯依靠对穿锚索加固下的窄小煤柱来承载上覆岩层重量是不够的，需要在煤柱旁架设人工支护结构，增加辅助支撑，共同抵抗支承压力。在此，选择承载力高、结构稳定及现场施工便捷的钢管混凝土墩柱为巷旁辅助支撑体。根据以往研究，194 mm8 mm的钢管配合C40等级的第 42 卷 第 3 期 黄万朋等：双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩稳定性控制技术 625 混凝土组成的钢管混凝土短柱，其极限承载力可以达到N0=2 600 kN。用于井下巷旁支护结构的钢管混凝土墩柱属于长柱范畴，随着钢管混凝土墩柱长径比的增大，由于受压曲效应的影响，长柱的实际承载力相比于短柱会降低。其折减系数可以用下述经验公式19表示：10.115/4ld=-(4)因此，用于井下巷旁支护的钢管混凝土墩柱的实际承载能力，可用下式计算：u0NN=(5)式中：Nu为钢管混凝土长柱的极限承载力，N0为钢管混凝土短柱的极限承载力。根据现场条件计算得到折减系数为0.645，将其入式(5)计算可以得到，钢管混凝土墩柱巷旁支护结构提供的极限承载力Nu=1 677 kN。根据上述锚索布置参数，钢管混凝土墩柱与锚索选择相同的布置排距，为1 000 mm1 000 mm，那么钢管混凝土墩柱巷旁支护结构的极限承载力Nu=1 677 kN/m。结合煤柱体自身承载力，巷旁支护体每米能够提供的支护阻力为4 349 kN，实际需要承载力2 891 kN，安全系数达到1.5，满足工程需要。5 工程案例数值模拟分析工程案例数值模拟分析 5.1 数值模拟模型建立数值模拟模型建立 为验证双巷掘进留小煤柱技术的应用效果，以翟镇煤矿实际工程地质条件为背景，运用离散元软件UDEC建立数值模拟模型，对该技术及其支护体系进行模拟研究。数值模型尺寸为长高=112 m 38 m，模型X方向为工作面倾向长度方向，Y方向为垂直方向，模型共含8 879个单元，12 119个网络节点。模型上边界为应力边界，施加应力为上覆岩层自重所产生载荷，模型上覆岩层厚度为570 m，岩层平均容重取2.5 kN/m3，因此模型上部应力载荷为14.25 MPa。模型两边限制X方向位移，底部限制X，Y方向位移。模型中自下而上分别为16煤、黏土岩、15煤、泥灰岩、粉砂岩、14煤、粉砂岩、13煤、四灰、砂岩互层、黏土岩、砂岩互层，模型中所需的各岩层力学参数及各岩层节理面力学参数分别见表4和5。数值模拟研究中