王志強，劉吟蒼，田 野，王 鵬，于 峰

(1.中國礦業(yè)大學(北京)能源與礦業(yè)學院，北京 100083；2.西安科技大學 西部煤炭綠色開發(fā)國家重點實驗室，陜西 西安 710054；3.中國礦業(yè)大學(北京)共伴生能源精準開采北京市重點實驗室，北京 100083；4.中國礦業(yè)大學(北京)煤炭安全開采與地質(zhì)保障國家級實驗教學示范中心，北京 100083)

隨著采煤技術(shù)的快速發(fā)展，在礦井的日常生產(chǎn)中發(fā)現(xiàn)了許多的問題。工作面回采工作開始后，受采動影響導致巷道圍巖不穩(wěn)的現(xiàn)象也會隨之出現(xiàn)。采面的兩條巷道受采動影響最大，但其隨著回采工作的進行，不需要后續(xù)的巷道維護工作。而其接續(xù)工作面待使用的回采巷道，因工作面還處于待開采階段，需要不斷地進行巷道維護，避免出現(xiàn)巷道圍巖變形過大無法使用的情況出現(xiàn)，會消耗大量的人力、物力去維護巷道[1]。如果能考慮采動影響，在接續(xù)工作面回采巷道進行針對性支護，就會減少擴幫、拉底等巷道維護工作。在采動巷道圍巖變形與控制技術(shù)方面，諸多學者進行了研究與實踐。通過各種圍巖變形監(jiān)測方法，獲取了許多的圍巖變形規(guī)律，并進行了圍巖穩(wěn)定性控制的技術(shù)研究與設(shè)計。

前人的研究大多關(guān)注回采工作面的巷道圍巖變形規(guī)律與控制手段[2-7]。因此本文研究在采動影響下，接續(xù)工作面的回采巷道圍巖變形規(guī)律及控制技術(shù)，根據(jù)前人的研究，通過對接續(xù)工作面的運輸巷進行巷道圍巖移近量進行統(tǒng)計測量，結(jié)合理論分析與數(shù)值模擬，確定出其因采動產(chǎn)生的影響范圍，并對該區(qū)段的巷道進行支護方案優(yōu)化。

1 工程概況

內(nèi)蒙古平莊能源老公營子煤礦位于赤峰市元寶山區(qū)，該井工程地質(zhì)條件較好，煤質(zhì)較好，基巖含水，地質(zhì)構(gòu)造簡單。3、4、5、6煤組是主要可采煤組，全區(qū)分布，厚度變化較大，結(jié)構(gòu)較簡單。

6#煤層平均厚度25m左右，屬于巨厚煤層，6-1煤層厚度為1.5～5.5m，平均厚度4.7m，煤層傾角8°～13°，煤層頂板為粉砂巖、砂質(zhì)泥巖，平均厚度75m，硬度f為4～5。局部為泥巖、粗砂巖夾雜煤線呈厚層狀。泥巖灰色厚層狀夾碳質(zhì)泥巖互層，部分區(qū)域含粗砂巖。細砂巖、粗砂巖成分以石英長石為主呈次圓狀，鈣質(zhì)膠結(jié)狀態(tài)松散。6-1煤層煤巖物理力學參數(shù)見表1。6#煤層巖性如圖1所示。

圖1 6號煤層柱狀圖

表1 煤巖物理力學參數(shù)

Ⅲ06-2(2)1工作面埋深400m左右，長度240m；基本液壓支架型號ZY6800/19/42，工作面來壓情況：初次來壓步距45m左右，周期來壓步距19m左右。Ⅲ16-1(2)運輸巷道長862.3m，巷道設(shè)計斷面為矩形斷面，掘進寬4.6m、掘進高3.1m，掘進斷面積14.3m2；凈寬4.4m，凈高3.0m，凈斷面面積13.2m2。

為緩解采掘關(guān)系緊張問題，I06-2(2)1工作面回采過程中，Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道對向掘進。Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道與Ⅲ06-2(2)1工作面間留設(shè)22m區(qū)段煤柱。Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道因在I06-2(2)1工作面回采過程中受采動影響較大，頂?shù)装迮c兩幫發(fā)生變形，嚴重影響到Ⅲ16-1(2)工作面之后的生產(chǎn)工作，并且需要大量的成本進行后續(xù)的巷道維護。故需要對Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道的圍巖變形進行統(tǒng)計，進一步掌握其變形機理，通過優(yōu)化支護方案來減小采動影響導致的圍巖變形。

2 巷道圍巖變形分析

2.1 現(xiàn)場觀測

為確定回采對接續(xù)面巷道圍巖變形的影響，結(jié)合前人的研究成果[8-12]，在Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道內(nèi)超前工作面110m處設(shè)置觀測點，觀測點位置如圖2所示。此處觀測點超前工作面110m屬于受采動影響較小的位置，隨著工作面的推進，該點能夠很好地表現(xiàn)出該運輸巷受上工作面的采動影響，數(shù)據(jù)記錄范圍為距離工作面100m到滯后工作面60m。測量方法是通過十字交叉分別獲得頂?shù)装迮c兩幫到中點的距離，獲取該點的圍巖變形數(shù)據(jù)。

圖2 觀測點位置

根據(jù)現(xiàn)場實際情況觀察，Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道圍巖的變形情況表現(xiàn)為：煤柱幫的錨桿發(fā)生內(nèi)陷且?guī)筒繃鷰r突出明顯，實體煤側(cè)幫部變形較小，底板多處發(fā)生鼓裂現(xiàn)象，底鼓位置偏向?qū)嶓w煤側(cè)，距離實體煤側(cè)巷幫1.5m左右，底鼓呈現(xiàn)擠壓拉伸破壞的特征，破斷位置裂縫寬度達70～100mm，受底鼓影響運輸軌道發(fā)生非對稱的抬升，超前工作面20m范圍內(nèi)的木支柱發(fā)生擠壓破斷。

2.2 圍巖變形數(shù)據(jù)分析

觀測點圍巖變形量監(jiān)測結(jié)果如圖3所示。

圖3 巷道圍巖變形量

由Ⅲ16-1(2)工作面運輸巷道圍巖監(jiān)測結(jié)果顯示，巷道圍巖變形的主要原因是受采動影響，監(jiān)測點距工作面的距離越近，其圍巖變形速率越大。從監(jiān)測數(shù)據(jù)上看，巷道頂?shù)装遄畲笠平?92mm，兩幫最大移近量444mm，嚴重影響到巷道的正常使用。

巷道圍巖變形量的大小與巷道相對上工作面的位置關(guān)系密切。距工作面40m處，巷道頂?shù)装蹇偽灰茷?6mm，兩幫總位移為56mm，說明此段受采動影響較??；而在50m左右縮進到0m的過程中，兩幫及頂?shù)装遄冃瘟烤霈F(xiàn)大幅度增加；在距工作面0m處到滯后工作面30m左右，此階段的巷道圍巖變形的程度依舊很大，但變形速率呈現(xiàn)降低的趨勢，說明隨著回采工作面與該點位置的遠離，此處巷道承受的回采影響逐漸降低；從30m到更遠的距離，這個階段的位移量幾乎是緩慢增加。另外，根據(jù)數(shù)據(jù)顯示頂?shù)装逡平棵黠@大于兩幫移近量，結(jié)合實際支護情況分析，底板支護薄弱，底鼓情況明顯，是頂?shù)装逡平吭龃蟮闹饕颉?/p>

對以上數(shù)據(jù)分析表明，超前Ⅲ16-1(2)運輸巷道圍巖變形量受上工作面采動影響明顯，說明當留設(shè)22m區(qū)段煤柱時，Ⅲ16-1(2)運輸巷道位于上工作面?zhèn)认蛑С袎毫τ绊懛秶鷥?nèi)。受上工作面回采作用影響，Ⅲ16-1(2)運輸巷道圍巖變形規(guī)律可以主要分為三個階段：① 超前工作面50m至終采線位置，巷道圍巖變形速度較小，基本不影響巷道使用，但隨上工作面推進，圍巖變形速度會增加；② 工作面前方50m至后方30m范圍內(nèi)，圍巖變形速率發(fā)生明顯變化，是受采動影響最大的階段③ 工作面后方30m之后，巷道圍巖變形速度明顯降低，并且隨著遠離上工作面的距離增大，受采動影響越弱。

3 數(shù)值模擬與分析

3.1 模型建立

根據(jù)老公營子礦6#煤層的地質(zhì)條件，使用FLAC3D軟件進行數(shù)值模擬，巖石參數(shù)見表1。模型尺寸為200m×2m×100m，巷道斷面尺寸4m×3m，模型上邊界施加垂直應力，限制x、y方向邊界位移，限制z方向下方邊界位移。采用基于彈塑性理論的摩爾-庫倫準則。巖石物理力學參數(shù)設(shè)定見表2。

表2 巖石物理力學參數(shù)

3.2 模擬結(jié)果

根據(jù)老公營子礦6#煤層的首層開采情況，首采面與接續(xù)面之間留有大約22m的煤柱，經(jīng)過模擬發(fā)現(xiàn)，接續(xù)面的巷道圍巖變形會受到首采面的采動影響，工作面回采前后水平位移變化如圖4所示。工作面回采前，接續(xù)面處的兩幫位移情況如下，煤柱側(cè)幫部突出0.05m，實體煤側(cè)幫部突出0.049m，兩幫位移情況大致相同。而工作面回采之后，接續(xù)面處兩幫位移發(fā)生改變，煤柱側(cè)幫部突出0.125m，實體煤側(cè)幫部突出0.075m。故說明在留設(shè)22m煤柱的情況下，接續(xù)面巷道的圍巖變形是會受首采面回采工作的采動影響的。對此，應對回采影響進行針對性處理。

圖4 工作面回采前后水平位移變化

對于采動影響的針對性處理，通過回采前后垂直應力變化與塑性破壞區(qū)域變化確定支護手段。垂直應力變化與塑性破壞區(qū)域變化如圖5、圖6所示。

圖5 工作面前后垂直應力變化

圖6 工作面前后塑性破壞區(qū)域變化

根據(jù)垂直應力變化，工作面回采前，巷道應力集中與煤柱內(nèi)約4m處位置，其最大應力約為17MPa，整體應力曲線呈馬鞍形?；夭珊螅褐鶅?nèi)的應力整體增加，前最大應力處現(xiàn)應力為27.5MPa，現(xiàn)最大應力位置于靠近首采面約8m位置，最大應力約為36MPa。而塑性破壞區(qū)域在回采之后面積由原來的3m×7m增加至5m×8m。且區(qū)域位于頂板位置至底板下5m處。故應針對煤柱側(cè)幫部塑性破壞嚴重，應對該區(qū)域增設(shè)錨索進行補強。

3.3 機理分析

1)兩幫變形分析。兩幫變形現(xiàn)場表現(xiàn)：煤柱側(cè)變形明顯大于實體煤側(cè)。其原因是隨著巷道及工作面開挖工作的進行，導致垂直應力集中在煤柱上，故煤柱側(cè)承受的垂直應力大于實體煤側(cè)，形成非對稱應力場。煤柱側(cè)垂直應力越大，其幫部圍巖變形越嚴重，故現(xiàn)場表現(xiàn)出煤柱側(cè)巷幫突出情況嚴重。

2)底鼓現(xiàn)象分析。底鼓表現(xiàn)：底鼓位置偏向?qū)嶓w煤側(cè)。通過查閱文獻[13-15]，其原因是底板處于非均勻應力場，在煤柱側(cè)應力大于實體煤側(cè)情況下，最大底鼓量會遠離煤柱一側(cè)，并結(jié)合模擬效果，兩幫水平應力大于底板處垂直應力，兩幫受力占優(yōu)，底板除受到不均勻應力作用還受到來自兩幫水平應力的擠壓作用，產(chǎn)生剪切破壞，二者作用結(jié)合，底板最終產(chǎn)生靠近實體煤側(cè)的“LJ”型底鼓。

4 優(yōu)化方案及現(xiàn)場應用

4.1 優(yōu)化方案

根據(jù)模擬結(jié)果，確定對Ⅲ16-1(2)運輸巷道增設(shè)補強錨索，結(jié)合原有的錨桿、金屬網(wǎng)等支護措施進行聯(lián)合支護。優(yōu)化方案如圖7所示。

圖7 優(yōu)化支護方案(mm)

支護參數(shù)：頂板及兩幫錨桿規(guī)格均為?22mm×2200mm，間排距800mm×900mm。頂角處錨桿向兩幫或頂板偏15°。頂部錨索規(guī)格為?21.8mm×6200mm，間排距1600mm×1800mm。幫部增設(shè)錨索規(guī)格為?21.8mm×4200mm，間排距1200mm×900mm。并結(jié)合網(wǎng)孔規(guī)格100mm×100mm的鋼筋網(wǎng)加強支護強度。

4.2 優(yōu)化方案實用

1)圍巖監(jiān)測。根據(jù)老公營子礦實際生產(chǎn)現(xiàn)狀，于Ⅲ16-1(2)運輸巷道進行支護試驗，監(jiān)測方案不變，通過長期監(jiān)測獲取超前工作面100m到滯后60m此階段內(nèi)的圍巖變形數(shù)據(jù)。經(jīng)過近25d的長期不間斷監(jiān)測，發(fā)現(xiàn)圍巖變形獲得良好控制，與之前數(shù)據(jù)相比，確定優(yōu)化后的方案能夠有效控制采動影響導致的圍巖變形。與同階段數(shù)據(jù)相比較，頂?shù)装迮c兩幫的移近量均有不同程度的降低，最大控制程度達到64%，最小控制程度達到42%。優(yōu)化前后巷道變形量如圖8所示。

圖8 優(yōu)化前后巷道圍巖變形量

2)現(xiàn)場寫實。支護試驗后，在監(jiān)測期間對現(xiàn)場不斷進行觀察、記錄。底鼓現(xiàn)象明顯改善，未發(fā)生底板開裂現(xiàn)象，且兩幫幫部突出現(xiàn)象得到有效控制。

5 結(jié) 論

1)通過現(xiàn)場觀察與理論分析，老公營子礦底鼓現(xiàn)象明顯，其根本原因是兩幫應力較大，對底板產(chǎn)生擠壓，底板發(fā)生剪切破壞，并由于煤柱側(cè)應力大于實體煤側(cè)，故產(chǎn)生底板破裂位置偏向?qū)嶓w煤側(cè)的現(xiàn)象。

2)根據(jù)巷道變形速率分布圖分析，在Ⅲ16-1(2)運輸巷道超前工作面50m與滯后工作面30m階段是巷道受力影響最為嚴重階段，且巷道因未得到支護的底板是導致頂?shù)装逡平看笥趦蓭鸵平康闹饕颉?/p>

3)通過FLAC3D進行數(shù)值模擬，得到首采面回采后煤柱內(nèi)應力的集中變化以及接續(xù)面巷道的塑性破壞集中區(qū)域，針對高應力及塑性破壞嚴重區(qū)域，通過增設(shè)補強錨索進行針對性優(yōu)化，改善支護環(huán)境。

4)現(xiàn)場實測表明，巷道圍巖通過支護優(yōu)化方案，其圍巖變形量得到42%～64%不等程度控制，且底鼓現(xiàn)象得到明顯改善，故優(yōu)化方案可有效控制圍巖變形。