综采矸石充填沿空留巷顶板—巷旁支护协调稳定性研究

龚鹏，马占国，刘飞，胡俊，苏阳

(中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏 徐州 221116)

综采矸石充填沿空留巷顶板—巷旁支护协调稳定性研究

龚鹏，马占国，刘飞，胡俊，苏阳

(中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏 徐州 221116)

本文针对深部高应力大采高工作面的沿空留巷难题，利用数值模拟的手段，分析了综采矸石充填沿空留巷围岩的受力变形特征，进一步研究了顶板和巷旁支护结构协调稳定性问题.结果表明：在充填区矸石的支撑作用下，顶板产生给定变形；通过在巷旁支护结构与顶板之间预留空间并用弱质材料充填的方法，可达到利用巷旁支护结构与顶板下沉的协调性来保证巷帮和顶板的稳定性的目的；避免了传统沿空留巷技术由切顶和支撑所造成的在巷旁支护结构上应力集中系数过大的问题，保证了深部大采高沿空留巷技术的成功.

综采；矸石充填；沿空留巷；协调稳定性

引言

沿空留巷技术作为实现无煤柱开采的有效途径，不仅能够极大提高煤炭资源回收率，而且具有优化工作面通风方式、降低回采巷道掘进量、提高采掘比、缓解工作面接续紧张等优势[1].目前，世界范围内的很多学者对沿空留巷技术的探索主要是基于垮落法管理顶板的开采条件，专注于覆岩结构优化、巷旁维护方式、巷旁支护阻力、巷内加强支护参数设计等方面[2～4].现阶段沿空留巷工程监测结果可以看出，在采用垮落法管理顶板时，随着工作面推进，巷道上部岩层出现向采空区的旋转变形，引起砌筑支护体的支撑力升高.当巷道内部的加强支护措施和巷旁支护体的早期强度能够提供足够的支护阻力时，顶板关键岩层在巷旁支护体边缘附近达到弯矩极限，留巷上部关键岩块沿巷旁砌筑墙体的外侧切落[5,6].切落基本顶可以降低顶板在采空区侧的悬臂，减小顶板作用在巷旁砌筑墙体上的附加载荷，从而达到降低巷道应力集中程度和冲击危险性的目的.因此，将悬露顶板沿巷旁支护体外侧安全切落对垮落法管理顶板的沿空留巷工程的成功至关重要.为此，很多学者在提高巷旁支护体的材料强度、优化巷内支护参数和人工干预切顶等领域做了大量研究[7]，取得了积极的成果，已经基本解决了薄及中厚煤层条件下的沿空留巷问题.但是对深部高应力多项复杂地质条件下的大采高工作面沿空留巷技术的研究甚少，至今仍是限制沿空留巷技术发展的难题.

近年来矸石回填开采技术取得了长足的进步，矸石充填综采以顶板破坏程度轻、周期来压不明显、巷道压力较小等特点为深部厚煤层的条件下进行沿空留巷作业提供了必要条件[8,9].同时，在采空区充填矸石对顶板的支撑作用下，巷旁支护与顶板结构的协调性对于控制顶板下沉和维护巷旁支护完整性至关重要.针对这一问题，本文开展了巷旁支护参数对综采矸石充填沿空留巷顶板-巷旁支护协调稳定性影响研究.

1 数值计算方案

1.1 生产地质条件

试验矿井地面标高+32.93～+33.08m，井下标高-642～-636m，煤层走向近EW,南倾；真倾角0°～3°；北高南低的单斜构造.预计煤岩层在掘进方向角度为0°～3°.主采3下煤，硬度系数f=1～2，厚3.08～4.10 m，平均3.5 m，走向近EW，倾向S，倾角0°～3°.3下煤底板为泥岩，3下煤顶板为粉砂岩；泥岩、粉砂岩硬度系数f=4～6，3下煤层二氧化碳相对涌出量为0.417 m3/t，瓦斯相对涌出量为0.25 m3/t，煤尘爆炸指数为41.15%，煤层自燃发火期为3～6个月.

1.2 数值计算模型设计

本次模拟建立的模型为150 m×48m×54.6m，垂直于x轴的界面限制x方向位移，垂直于y轴的界面限制y方向位移，垂直于z轴的界面，上表面自由，下表面限制z方向位移，煤层厚度为3.6 m(11 m～14.6 m)，0～9 m为细砂岩，9～11 m为泥岩，14.6～34.6 m为中砂岩，34.6～54.6 m为粉砂岩，将岩体、煤层及充填区近似为均质、连续、各向同性的介质；仅考虑自重应力，忽略构造应力的影响；选用库仑-摩尔模型，具体属性如表1所示：

表1 各层岩体属性

边界条件：

1)模型水平方向施加位移约束.

2)模型底部边界施加垂直位移约束.

3)模型底部施加上覆岩层的自重应力.

模型顶端施加上覆岩层的等效载荷，即覆岩自重应力.载荷σy按下式得到：

σy=γH

(1)

式中：γ—上覆岩层的平均容重，25kN/m；H—模型顶界距地表的深度，m.

对煤层及煤层上下岩土均进行了网格加密，巷道宽4 m，高3.6 m，巷道附近网格划分为0.4 m×0.8m×0.2m，建立模型网格如图1所示：

(a)整体网格划分 (b)巷道附近网格加密图1 模型网格划分

巷内基本支护如图2所示，xz面内锚杆间距为0.8 m，帮顶部位置锚杆倾角为20°，两帮中距底板0.8 m处锚杆向z轴负向倾角为20°，顶板处设有锚索支护，沿y轴方向间距为1.6 m.

图2 巷内基本支护设计

在沿空留巷的实践中，巷旁支护墙体内部应力和产生的变形是留巷成功与否的关键，同时还要考虑巷道围岩及顶板稳定性.本文主要考虑悬顶距离e(即巷旁支护与采空一侧巷道顶板之间的距离)对巷旁支护稳定性的影响，分别取e等于0，200，400，600 mm，研究不同悬顶距离条件下，巷旁支护和顶板的协调变形规律和应力分布特征.同时，在巷旁支护墙体与顶板之间的悬顶空间中填充弱质材料A，起到隔离采空区的作用.数值模拟的过程主要分三个阶段:第一阶段为网格划分，初始平衡计算；第二阶段为开挖巷道，设置锚杆支护；第三阶段为综采过程：包括煤层开挖与构筑矸石混凝土墙体，y方向48 m分六步开挖，每步8 m，模型在x方向共150 m，巷道沿x方向布置在88 m到92 m范围内，右侧(92 m～150 m)为巷旁充填体和矸石充填区，左侧(0～88 m)为实体煤.

2 数值计算结果分析

由于混凝土墙体相对于矸石充填区而言，刚度很大，可变形量很小，若e过小，会导致混凝土墙在应力重新分布之后，处于高应力区，承受垂直方向应力过大，超出试验所得到的矸石混凝土抗压强度，导致巷旁砌筑墙体的破坏；e过大会导致巷旁充填体无法有效接顶，在侧压力的作用下易发生整体失稳；因此，合理的悬顶距离对于巷旁支护体与顶板的协调稳定性具有至关重要的作用.本次模拟设计了e等于0，200，400，600mm四种方案，进行对比分析.数值模拟结果如图5所示：

图3 巷道围岩水平应力云图

图6 巷道围岩垂直位移云图

由图4可以看出悬顶距离e对巷旁砌筑墙体内垂直应力的影响很大，图7所示为巷旁砌筑墙体内最大垂直应力随悬顶距离e的变化曲线.

图7 巷旁支护体内最大垂直应力随e的变化曲线

由图7可以看出e在0到200 mm间变化的过程中，垂直应力的变化较为明显.在e=0时，竖直方向应力最大值达到了29 MPa,远远超过了由试验得到的矸石混凝土的抗压强度，在e=200 mm时，墙体所受的z方向最大应力降到了12 MPa，在矸石混凝土的抗压范围内，在e从200 mm到600 mm变化的过程中，竖直方向最大应力逐渐减小，但曲线变化较为平缓.主要因为与采空区充填矸石相比，巷旁砌筑墙体的刚度较大，当e小于200 mm时，顶板载荷主要由墙体承担，在巷旁支护-顶板-充填区三者变形不协调，导致墙体处于高应力区，载荷超过矸石混凝土的抗压强度.而当e大于200 mm时，矸石充填区的应力大于墙体，在墙体上方与顶板的距离e这段空隙中充填入一种弹性模量较小，可变形量较大的一种低强度大变形的材料，主要是为了一方面防止自燃起火，另一方面可以通过这种低强度的材料来吸收顶板变形，达到对巷旁砌筑墙体让压的效果，能够充分发挥采空区充填矸石的承载能力，从而改善了巷旁支护的维护效果.

图8为不同悬顶距离情况下巷旁砌筑墙体的水平方向位移对比曲线.由以上分析可以认为e=0为不可行的方案，所以未将e=0时的情况列入图表中.

由图8中曲线可以看出在曲线右端，即巷旁充填体的顶部，水平位移均有不同程度的跳跃，但e=200 mm与其他两条曲线相比明显更为平缓，其形成原因：由于巷旁支护与顶板之间的空间使用的充填材料A与顶板和墙体间的摩擦角一定，取沿巷道方向单位长度考虑，由于材料A在竖直方向应力基本相同(实际上有随e增大而减小的趋势)，所以为避免其发生侧滑，在水平方向承受的水平推力也基本相同(实际上有随e增大而减小的趋势)，由水平应力云图可以得知几种情况下水平应力也相差不大，影响墙体上部充填材料A的稳定性因素只有水平推力的作用面积，即e的大小，水平推力随e的增大而增大.在图8的e=400 mm和e=600 mm情况下，从巷旁支护上部弱质填充材料的位移突变可以看出，其水平方向的抗滑移稳定性明显较低.综合以上分析得出e取200 mm较为合理.

图8 墙体的水平方向位移

3 结论

本文通过数值模拟的方法，分析了综采矸石充填沿空留巷的围岩及顶板的受力变形特征，得出了以下结论：

1)当悬顶距离小于200 mm时，混凝土墙的竖直方向应力随该距离e的减小而明显增大，当e大于200 mm时，这种变化趋势并不明显，且巷旁支护墙体的竖直方向载荷处在矸石混凝土材料的抗压强度的范围内.由此可见，在充填区矸石的支撑作用下，顶板产生给定变形，可利用巷旁支护结构与顶板下沉的协调性来保证巷帮和顶板的稳定性，从而避免了传统沿空留巷技术由切顶和支撑所造成的在巷旁支护结构上应力集中系数过大的问题，保证了深部大采高沿空留巷技术的成功.

2)为了有效隔离采空区，同时有效吸收顶板变形，维护巷旁支护体的整体稳定性，需在巷旁支护墙体上方填充弱质材料，当e大于200 mm时，填充物的侧向位移较大.

3)从巷旁支护的载荷大小和悬顶空间内的充填物稳定性两方面考虑，选取悬顶距离e=200 mm可以保证巷旁支护与顶板结构的协调稳定性.

[1]孙恒虎，赵炳利.沿空留巷的理论与实践[M].北京：煤炭工业出版社，1993.

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[9]MA Zhanguo, GONG Peng, FAN Jinquan, GENG Minmin, ZHANG Guowei. Coupling mechanism of roof and supporting wall in gob-side entry retaining in fully-mechanized mining with gangue backfilling. Mining Science and Technology. 2011, 21(6), 829-833.

Coordinated Stability Study on Roof-roadside Support of Gob-side Entry Retaining in Fully-mechanized Gangue Backfilling Mining

GONG Peng, MA Zhan-guo, LIU Fei, HU Jun, SU Yang

(State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering,China University of Mining & Technology, Xuzhou Jiangsu 221116, China)

Aiming at the high stress in deep mining workface gob, using the method of numerical simulation, the paper analyzes the coal gangue filling gob deformation characteristics and makes further study on the roof and roadway support structure coordination stability. The results show that the deformation of the roof is given under the support of the gangue in the filling area; that reserving space and weak material filling between the roof and roadway support structure can ensure the stability of roadway and roof using the coordination of roadway support structure and roof subsidence; that the study avoids the problem of excessive stress concentration factor caused by roof cutting and supporting and ensures the success of deep gob side entry retaining technology.

fully mechanized mining; gangue filling; gob side entry retaining; coordination stability

1673-2103(2017)02-0053-06

2017-01-05

国家自然科学基金项目(51323004，51674250，51074163)；国家自然科学基金重点项目(50834005)；江苏省“六大人才高峰”高层次人才计划；江苏省研究生创新基金项目(CXZZ13_0924)；深部岩土力学与地下工程国家重点实验室开放基金(SKLGDUEK1409)

龚鹏(1988-)，男，山东枣庄人，博士研究生，研究方向：采动岩体力学与工程.

TD

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