鄰空動壓回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)研究

陳志維，趙吉文，秦文軍，張彥董

(1.國家能源集團寧夏煤業(yè)有限責(zé)任公司，寧夏回族自治區(qū)銀川市，750408；2.中國礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇省徐州市，221116)

隨著煤礦機械化開采技術(shù)的快速發(fā)展，工作面回采速度也隨之加快，在礦井工作面接替緊張的情況下，便出現(xiàn)了上一工作面采動影響尚未完全穩(wěn)定即刻回采相鄰工作面，回采巷道將受上一工作面采空區(qū)高殘余支承壓力和本工作面超前支承壓力的雙重疊加作用[1-3]，即呈現(xiàn)鄰空動壓狀態(tài)，從而引起巷道頂板變形劇烈、煤柱炸幫和嚴(yán)重底鼓等異常動壓顯現(xiàn)，甚至誘發(fā)沖擊礦壓、頂板垮落等災(zāi)害事故。以小紀(jì)汗煤礦11213工作面剩余段回收為工程背景，在分析鄰空綜采工作面回采期間礦壓分布特征及借鑒相似礦井動壓巷道[4-5]治理措施的基礎(chǔ)上，闡述了支承壓力疊加區(qū)概念及動壓巷道“卸-支”圍巖控制體系，并依據(jù)工程地質(zhì)條件設(shè)計了具體防控支護方案。

1 工程概況

小紀(jì)汗煤礦位于榆林市榆陽區(qū)，礦井采用斜井開拓、盤區(qū)條帶式開采。目前已裝備2套綜采工作面、3套連續(xù)采煤機掘進工作面，其中，11213綜采工作面布置如圖1所示。

圖1 11213綜采工作面布置

礦井工作面原接替順序為11213綜采工作面回采結(jié)束后再回采相鄰11215工作面。11213工作面原設(shè)計推進長度為3 625 m，采區(qū)平均煤層厚度4.70 m，工作面采用ZY12000/28/58型液壓支架。在11213工作面推進到距終采線1 085 m處時，煤層平均厚度變?yōu)?.31 m，而ZY12000/28/58型液壓支架三機配套回采合理高度最低是3.60 m，不能達到回采要求。小紀(jì)汗煤礦研究決定停止11213工作面，轉(zhuǎn)采11215工作面。目前，11215工作面已加采完畢，需對11213工作面剩余段進行回采。由于兩個工作面相鄰，且11215工作面采空區(qū)穩(wěn)定時間短(3個月)，11213工作面回風(fēng)巷同時承受11215工作面采空區(qū)殘余側(cè)向支承壓力和11213工作面超前支承壓力的雙重作用，處于鄰空動壓狀態(tài)，巷道因受壓過大而變形嚴(yán)重。因此，如何有效控制鄰空動壓巷道圍巖的穩(wěn)定性已成為安全回采11213工作面剩余段亟需解決的技術(shù)難題。

11213工作面位于2號煤層11盤區(qū)，東鄰11211工作面，西鄰11215工作面，南鄰5條大巷。工作面長279.5 m，剩余段推進長度1 085 m。11213工作面所采2號煤層屬復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層，煤層傾角0°～1.0 °，平均傾角0.7 °，工作面剩余段煤層厚度2.78～4.00 m，煤層平均厚度3.31 m，煤層基本頂為中-細(xì)粒長石砂巖，厚度7.66～18.67 m，灰色、塊狀、水平層理；直接頂為粉砂質(zhì)泥巖，厚度0～5.00 m，灰色、中厚層、泥質(zhì)膠結(jié)、水平層理；直接底為粉砂質(zhì)泥巖，厚度0.18～4.21 m，灰色、遇水易軟化、波狀層理。

2 鄰空動壓巷道治理機理

2.1 采動礦壓分布規(guī)律

2.1.1 采動引起的周圍支承壓力

煤層開采打破了采場原巖應(yīng)力場的原始平衡狀態(tài)，使得采場周圍應(yīng)力重新分布。在綜采工作面前方形成隨工作面推進向前推移的超前支承壓力區(qū)，工作面?zhèn)认蛐纬蓱?yīng)力數(shù)值基本不變的側(cè)向固定支承壓力區(qū)；工作面推過一定距離后，采空區(qū)上覆巖層活動將趨于穩(wěn)定，在工作面后方形成數(shù)值較小的采空區(qū)殘余支承壓力區(qū)。其中側(cè)向固定支承壓力影響范圍15～30 m，超前支承壓力峰值位置距煤壁5～10 m，相當(dāng)于2.0～3.5倍的回采高度[1]。工作面周圍支承應(yīng)力分布如圖2所示。

1-工作面前方超前壓力；2-工作面?zhèn)认蛑С袎毫Γ?-工作面后方支承壓力

2.1.2 支承壓力疊加區(qū)

由采動引起的采場周圍支承壓力的分布特征可知，隨著回采工作面的向前推移，在工作面煤壁前方形成超前支承應(yīng)力，而相鄰采空區(qū)由于穩(wěn)定期短，仍有較高的殘余支承壓力，此時存在既承受回采工作面超前支承壓力和相鄰采空區(qū)殘余支承壓力雙重影響的區(qū)域稱為支承壓力疊加區(qū)[5]。支承壓力疊加區(qū)示意如圖3所示，圖中ABCD區(qū)域為支承壓力疊加區(qū)。依據(jù)回采引起的支承應(yīng)力分布規(guī)律，研究得出支承壓力疊加區(qū)以下特點：疊加支承應(yīng)力最大值在C點處，此處應(yīng)力增高系數(shù)可達5～7；沿CB、CA及CD疊加應(yīng)力逐漸減??；C點位于沿推進方向距回采工作面煤壁4～8 m，沿垂直推進方向距鄰近采空區(qū)15～30 m，即疊加支承應(yīng)力最高點大致在回風(fēng)巷兩側(cè)各5 m范圍內(nèi)。

圖3 支承壓力疊加區(qū)示意

2.2 “卸-支”圍巖控制體系

據(jù)統(tǒng)計，動壓巷道占煤礦巷道80%以上，并且每年新掘1萬km以上。該類巷道周圍應(yīng)力集中系數(shù)高巷道變形破壞嚴(yán)重維護難度大，導(dǎo)致工作面推進速度慢、支護成本高、巷道回采期間返修次數(shù)多，嚴(yán)重制約礦井采掘銜接和經(jīng)濟效益。為采取有效措施治理鄰空動壓巷道變形，經(jīng)查閱文獻對全國受動壓困擾的部分礦井進行調(diào)查研究，并對上述礦井鄰空動壓巷道治理經(jīng)驗進行了總結(jié)分析，研究提出“卸-支”圍巖控制體系。具體包括巷道圍巖卸壓技術(shù)、高預(yù)緊力桁架錨索支護和特殊地段補強加固。

2.2.1 卸壓支護技術(shù)

卸壓支護技術(shù)就是通過鉆孔卸壓、鉆孔松動爆破卸壓、開槽(縫)卸壓、開掘卸壓巷卸壓等手段和方法創(chuàng)造圍巖能量釋放空間，降低積聚在圍巖中的應(yīng)變能，同時還可實現(xiàn)巷道周邊的高應(yīng)力向圍巖深部轉(zhuǎn)移，有效降低巷道周圍煤巖體應(yīng)力集中。卸壓支護技術(shù)方法較多，其中鉆孔卸壓和鉆孔松動爆破卸壓是兩種常規(guī)卸壓手段[6-9]。兩種卸壓方法的優(yōu)缺點對比見表1。

表1 巷道圍巖卸壓方法分析對比

2.2.2 高預(yù)緊力桁架錨索支護技術(shù)

高預(yù)緊力桁架錨索支護[10-13]是以巷道覆巖兩肩窩深部巖體為錨索錨固點，采用專用張拉機具通過專用連接器將傾斜的高強度預(yù)應(yīng)力鋼絞線鎖緊，使之對巷道頂板同時產(chǎn)生垂直和水平兩方向上的擠壓應(yīng)力，實現(xiàn)對頂板淺部圍巖的兜護和對上覆巖層整體性的加固。該支護主要由高強度鋼絞線、鎖具、專用聯(lián)接器和錨固劑等組成，實物如圖4所示。

圖4 桁架錨索支護組成部分實物

與垂直布置的單個錨索形成的“圓錐型”受力結(jié)構(gòu)(對周圍巖體只產(chǎn)生垂直應(yīng)力作用)相比，桁架錨索支護在巷道截面上形成“凹槽型”支護結(jié)構(gòu)，對頂板產(chǎn)生三向壓力，使圍巖更為穩(wěn)定。桁架錨索支護頂板巖體受力狀態(tài)如圖5所示。

圖5 桁架錨索支護頂板巖體受力狀態(tài)

3 鄰空動壓巷道穩(wěn)定性控制措施

3.1 鉆孔卸壓技術(shù)

基于鉆孔卸壓和鉆孔松動爆破卸壓的優(yōu)缺點，采用鉆孔卸壓技術(shù)預(yù)先處理11213工作面的支承壓力疊加區(qū)。通過統(tǒng)計分析、數(shù)值模擬和理論計算等方法確定了11213回風(fēng)巷采用鉆孔直徑100 mm、鉆孔間距1 000 mm和鉆孔深度8 m的卸壓方案。鉆孔布置如圖6所示。

圖6 卸壓鉆孔布置

11213綜采工作面剩余段回風(fēng)巷為原11213綜采工作面運輸巷，巷道斷面為5.5 m×3.7 m(寬×高)的矩形斷面。11213回風(fēng)巷支護布置如圖7所示，圖中紅色為補強支護。

圖7 11213回風(fēng)巷支護斷面布置

(1)巷道頂板采用高預(yù)緊力桁架錨索支護技術(shù)。錨索采用Φ17.8 mm×6 000 mm高強度低松弛鋼絞線，排距以1 800 mm和2 700 mm交替布置，每2.5 m布置1組，每組2根，鉆孔傾斜角度與頂板垂線的夾角15°,錨索錨固力不小于200 kN，預(yù)緊力不小于180 kN。

(2)煤柱幫采用錨桿+錨索+鋼帶聯(lián)合支護。距巷道頂板500、1 500 mm處補打錨索，距頂板2 800 mm處補打錨桿，排距均為1 500 mm，其中錨索采用Φ17.8 mm×6 000 mm高強度低松弛鋼絞線，錨桿采用Φ16 mm×1 800 mm圓鋼錨桿，采用BHW-280-3.00型、長度為2.8 m的鋼帶，每根鋼帶上施工2根錨索+1根錨桿。

(3)回采幫補打3根Φ22 mm×2 400 mm全螺紋玻璃鋼復(fù)合材料錨桿，礦用阻燃塑料網(wǎng)片聯(lián)合支護。玻璃鋼錨桿間排距為1 000 mm×1 500 mm。

3.3 特殊地段補強加固

3.3.1 端頭支護

端頭區(qū)控制現(xiàn)多采用端頭液壓支架與單體液壓支柱超前支護聯(lián)合支護方式?？紤]到11213工作面端頭應(yīng)力集中程度較高，可適當(dāng)提高端尾支架的初撐力，同時根據(jù)現(xiàn)場實際及時調(diào)整支架支護強度；延長回風(fēng)巷單體液壓支柱超前支護距離，由30 m延伸至80 m，并用安全帶連接相鄰單體支柱手把防止支柱傾倒。單體液壓支柱超前支護如圖8所示。

3.3.2 倒車硐或聯(lián)巷

在過倒車硐硐口或聯(lián)巷口期間在聯(lián)巷口增加單體支護，增加單體支護的每個聯(lián)巷口不得小于4根，以保證支護質(zhì)量，如圖8所示。聯(lián)巷口的單體支護不得提前回撤，只有端頭支架的底座與單體對齊后方才可回撤。

圖8 單體液壓支柱超前支護示意

3.3.3 水倉

由于水倉與巷道棱角處應(yīng)力高度集中，同時水倉周圍煤柱及底板長期浸水軟化，導(dǎo)致煤體及巖體強度降低，故工作面過水倉時巷道圍巖極易出現(xiàn)失穩(wěn)，通常在水倉內(nèi)支設(shè)單體支柱補強支護。但水倉底板需起底1.0～1.2 m，導(dǎo)致單體支柱不接頂或接頂不充分，需在水倉頂板施工錨吊梁支護，在工字鋼下方支設(shè)單體支柱。其中錨吊梁施工采用錨索+12號工字鋼+木垛支護方式，水倉錨吊梁支護平面及剖面如圖9所示。

圖9 水倉錨吊梁支護

4 圍巖變形監(jiān)測分析

在11213回風(fēng)巷距工作面5、10、15、20、25 m 處安設(shè)了5個“十字布樁”觀測巷道表面位移變形情況，在距工作面3、8、13、18、23 m處安設(shè)了5個深度3 m頂板離層監(jiān)測儀觀測巷道頂板離層現(xiàn)象，觀測點布置如圖10所示。回采期間巷道頂?shù)装逡平?、兩幫移近量的實測數(shù)據(jù)如圖11所示，由圖11可知，巷道頂?shù)装逡平考皟蓭鸵平吭诰喙ぷ髅? m處，分別為226、248 mm。距工作面距離越遠(yuǎn)，巷道頂?shù)装逡平考皟蓭鸵平吭叫?，?dāng)距工作面的距離超過30 m后，頂?shù)装逡平口呌?6 mm，兩幫移近量趨于62 mm。實測結(jié)果表明，在工作面回采期間采用鉆孔卸壓技術(shù)配合高預(yù)緊力桁架錨索支護將巷道圍巖變形控制在允許范圍內(nèi)，保證了巷道的正常使用。

圖10 巷道變形測點布置

圖11 回采期間巷道圍巖變形實測

對11213工作面回風(fēng)巷5個頂板離層儀所采集的數(shù)據(jù)進行分析，5個測點頂板離層量均較小，最大值分別為15.0、6.0、23.0、12.0、8.5 mm，說明巷道頂板在工作面回采期間支護效果較好，巷道安全性得到了保障。

5 結(jié)論

(1)針對小紀(jì)汗煤礦11213工作面剩余段回采中鄰空巷道動壓顯現(xiàn)強烈、圍巖難以支護的難題，提出了支承壓力疊加區(qū)概念及動壓巷道“卸-支”圍巖控制體系。該體系的關(guān)鍵技術(shù)主要包括提前釋放動壓區(qū)集中應(yīng)力的鉆孔卸壓技術(shù)、加固巷道頂板的高預(yù)緊力桁架錨索支護技術(shù)和特殊地段的補強加固措施等。

(2)結(jié)合小紀(jì)汗煤礦已有支護經(jīng)驗和具體采礦地質(zhì)條件，設(shè)計了11213綜采面回采巷道動壓防控支護方案，為鄰空動壓巷道圍巖穩(wěn)定及11213工作面剩余煤體的安全回采提供了保障。

(3)通過監(jiān)測結(jié)果可知，頂?shù)装逡平孔畲筮_到226 mm，兩幫移近量最大達到248 mm，在巷道允許變形范圍內(nèi)，工作面回采期間采用鉆孔卸壓技術(shù)配合高預(yù)緊力桁架錨索支護有效控制了巷道圍巖變形，現(xiàn)場應(yīng)用效果良好。