綜放工作面二次動(dòng)壓巷道圍巖變形破壞與控制技術(shù)研究

石 蒙，郭 瑞，韓 偉，牛 耀，何 繼

(1.天地科技股份有限公司開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013;2.中煤科工開(kāi)采研究院有限公司，北京 100013; 3.內(nèi)蒙古蒙泰不連溝煤業(yè)有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 010303)

內(nèi)蒙古蒙泰不連溝煤礦年產(chǎn)量15 Mt，煤層厚度平均為15.6 m，采用綜放開(kāi)采方式，工作面開(kāi)采強(qiáng)度大。每個(gè)工作面布置運(yùn)輸巷和輔運(yùn)巷2條巷道。其中，輔運(yùn)巷在上區(qū)段工作面回采期間掘進(jìn)，承受上區(qū)段工作面采動(dòng)影響，掘進(jìn)階段圍巖即產(chǎn)生明顯變形。本工作面回采期間，輔運(yùn)巷經(jīng)受二次動(dòng)壓影響，出現(xiàn)頂板下沉、底鼓和兩幫嚴(yán)重收縮現(xiàn)象，不得不進(jìn)行多次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)并頻繁起底，對(duì)巷道安全和正常使用造成嚴(yán)重影響。

國(guó)內(nèi)學(xué)者對(duì)于綜放工作面二次動(dòng)壓巷道變形破壞特征和圍巖控制技術(shù)開(kāi)展了一些研究工作，取得了有意義的研究成果。文獻(xiàn)[1]分析了特厚煤層對(duì)采對(duì)掘巷道的受力特征及變形規(guī)律，提出依據(jù)巷道圍巖應(yīng)力影響階段采取分段控制的理念。文獻(xiàn)[2]構(gòu)建了采動(dòng)影響下巷道圍巖受力力學(xué)模型，揭示了采動(dòng)影響下回采巷道圍巖應(yīng)力影響因素及作用機(jī)制,提出采取水力壓裂及注高分子材料來(lái)改善巷道圍巖應(yīng)力。文獻(xiàn)[3]提出合理確定護(hù)巷煤柱寬度，在鄰近煤層開(kāi)采中采用上部煤層在厚煤層上方跨采，或者厚煤層巷道開(kāi)掘之前上部煤層預(yù)先開(kāi)采等厚煤層巷道卸壓控制措施。文獻(xiàn)[4]針對(duì)綜放工作面沿空巷道超前段變形嚴(yán)重、支護(hù)困難的問(wèn)題，提出利用補(bǔ)強(qiáng)機(jī)理、提出采用補(bǔ)打錨索結(jié)合超前液壓支架對(duì)超前段加強(qiáng)巷內(nèi)支護(hù)的方案。文獻(xiàn)[5]研究了不同夾矸條件下厚煤層綜放沿空巷道的穩(wěn)定性，選用錨網(wǎng)索配合梯形鋼帶聯(lián)合支護(hù)的支護(hù)方式。文獻(xiàn)[6]采用理論計(jì)算推導(dǎo)出特厚煤層采空區(qū)側(cè)向基本頂破斷位置計(jì)算公式，提出了采用“不對(duì)稱(chēng)錨索桁架+煤柱幫錨桿索支護(hù)+煤柱幫注漿”的聯(lián)合控制技術(shù)。

從前人的研究成果來(lái)看，綜放工作面二次動(dòng)壓巷道圍巖控制必須結(jié)合具體條件，在研究清楚巷道變形破壞特征的基礎(chǔ)上提出圍巖控制思路[7-9]。本文根據(jù)不連溝煤礦特厚煤層綜放工作面開(kāi)采地質(zhì)條件，觀測(cè)分析二次動(dòng)壓巷道圍巖礦壓顯現(xiàn)特征，深入研究其變形破壞機(jī)理，在此基礎(chǔ)上研究針對(duì)性的圍巖控制技術(shù)。

1 工程概況

不連溝煤礦主采石炭系太原組6號(hào)煤層，煤層平均厚度為15.6 m，埋深為320～460 m，西深東淺，工作面煤層賦存較穩(wěn)定，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含泥巖夾矸8～9層，多集中在煤層的中、下部。煤層直接頂為厚度約3.45 m的砂質(zhì)泥巖，之上為厚度約2.76 m的6上煤，基本頂為厚度約5.95 m的砂質(zhì)泥巖；直接底巖性為厚度約2.09 m的砂質(zhì)泥巖，之下為厚度約3.29 m的6下煤。工作面與巷道布置如圖1所示。不連溝煤礦西翼采區(qū)工作面區(qū)段煤柱寬度為30 m，目前正在回采F6207B工作面， F6216工作面準(zhǔn)備回采，F(xiàn)6217輔運(yùn)巷正在進(jìn)行掘進(jìn)，未來(lái)將要與F6216回采形成采掘交鋒局面。根據(jù)前幾個(gè)工作面開(kāi)采經(jīng)驗(yàn)，F(xiàn)6217輔運(yùn)巷在F6216工作面采動(dòng)影響和F6217工作面超前采動(dòng)應(yīng)力影響下將會(huì)出現(xiàn)嚴(yán)重的變形破壞，需要對(duì)F6217輔運(yùn)巷研究有效的圍巖控制技術(shù)。

2 二次動(dòng)壓巷道圍巖變形監(jiān)測(cè)分析

為了研究不連溝煤礦二次動(dòng)壓巷道全周期內(nèi)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，在與F6217輔運(yùn)巷條件基本一致的F6207輔運(yùn)巷設(shè)置圍巖位移監(jiān)測(cè)站進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)。

2.1 監(jiān)測(cè)巷道支護(hù)參數(shù)

F6207輔運(yùn)巷矩形斷面，凈寬5.5 m，凈高3.7 m，采用錨桿配合鋼筋梯梁，錨索補(bǔ)強(qiáng)的支護(hù)方式。頂板布置6根規(guī)格為φ22 mm×2 500 mm的335號(hào)左旋螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm，扭矩不小于200 N·>m，配合H型鋼筋梯梁、鋼筋網(wǎng)護(hù)頂。錨索采用φ21.6 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長(zhǎng)度為8 000 mm，五花布置，錨索間排距為1 000 mm(1 500 mm)×3 000 mm，預(yù)緊力不小于300 kN。

工作面幫上部布置4根φ20 mm×2 500 mm的335號(hào)右旋螺紋鋼錨桿，下部布置1根φ20 mm×2 400 mm的玻璃鋼錨桿；煤柱幫布置有5根φ20 mm×2 500 mm的335號(hào)右旋螺紋鋼錨桿。兩幫錨桿間排距均為850 mm×1 000 mm，扭矩不小于150 N·>m，配合菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫。

2.2 圍巖位移監(jiān)測(cè)與分析

分為3個(gè)階段進(jìn)行圍巖位移監(jiān)測(cè)：①實(shí)體煤掘進(jìn)階段；②受F6206工作面采動(dòng)影響階段；③受F6207B工作面超前采動(dòng)影響階段，位移監(jiān)測(cè)采用“十”字布點(diǎn)法，位移監(jiān)測(cè)曲線如圖2所示。由圖2可知，F(xiàn)6207輔運(yùn)巷在實(shí)體煤掘進(jìn)階段變形很小，圍巖各部位位移均在50 mm以下，說(shuō)明圍巖在不受動(dòng)壓影響下穩(wěn)定性很好。

圖2 F6207輔運(yùn)巷不同應(yīng)力階段圍巖位移監(jiān)測(cè)曲線Fig.2 Monitoring curves of surrounding rock displacement at different stress stages of F6207 auxiliary haulage roadway

F6207輔運(yùn)巷在受F6206工作面采動(dòng)影響階段，超前F6206工作面60 m左右時(shí)，圍巖位移開(kāi)始有明顯增長(zhǎng)；隨著與工作面距離越來(lái)越近，圍巖位移量增幅加大；滯后F6206工作面后，位移量增長(zhǎng)幅度更大，滯后約120 m時(shí)位移量增幅達(dá)到最大，之后圍巖開(kāi)始趨于穩(wěn)定?？梢缘贸?，鄰近工作面滯后采動(dòng)應(yīng)力對(duì)輔運(yùn)巷影響要強(qiáng)于超前采動(dòng)應(yīng)力。輔運(yùn)巷底鼓量最大達(dá)到418 mm，兩幫變形累計(jì)超過(guò)700 mm，煤柱側(cè)幫變形大于工作面?zhèn)葞?，頂板變形較小。

F6207輔運(yùn)巷在受本工作面即F6207B工作面超前采動(dòng)影響階段，圍巖變形量繼續(xù)加大。距工作面約100 m時(shí)，測(cè)站處圍巖位移量開(kāi)始有增長(zhǎng)，距工作面約70 m時(shí)，圍巖位移量大幅增長(zhǎng)，直至回采結(jié)束。底鼓量累計(jì)超過(guò)800 mm，兩幫位移量合計(jì)達(dá)1 460 mm，煤柱側(cè)幫產(chǎn)生明顯的內(nèi)擠，頂板下沉量達(dá)到267 mm，但穩(wěn)定程度尚好。

3 二次動(dòng)壓巷道圍巖應(yīng)力與破壞數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模型建立

利用FLAC3D模擬F6207B工作面輔運(yùn)巷在不同階段的圍巖應(yīng)力與塑性破壞區(qū)分布情況，分析二次動(dòng)壓巷道應(yīng)力特征。根據(jù)工作面巷道布置關(guān)系建立對(duì)應(yīng)的數(shù)值模型，模型尺寸為835 m×400 m×200 m，劃分為244 600個(gè)單元和259 210個(gè)節(jié)點(diǎn)，由于煤層厚度很大，模型對(duì)頂?shù)装鍘r層進(jìn)行了簡(jiǎn)化，數(shù)值模型如圖3所示。以在不連溝礦獲取的地質(zhì)力學(xué)測(cè)試數(shù)據(jù)及前人研究設(shè)置的參數(shù)取值設(shè)計(jì)煤巖層物理力學(xué)參數(shù)，見(jiàn)表1。地應(yīng)力按照實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)取為最大水平主應(yīng)力17.39 MPa，最小水平主應(yīng)力8.92 MPa，垂直主應(yīng)力8.78 MPa，邊界條件取為上部為自由邊界，四周和底部采用鉸支。模擬巖體采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，錨桿索支護(hù)采用Cable單元，支護(hù)參數(shù)按照第2節(jié)中所述方案進(jìn)行模擬設(shè)置。

圖3 數(shù)值模型Fig.3 Numerical model

表1 數(shù)值模型物理力學(xué)參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of numerical model

3.2 圍巖應(yīng)力模擬結(jié)果與分析

不同應(yīng)力階段巷道圍巖及煤體垂直應(yīng)力分布如圖4所示。

由圖4可知，F(xiàn)6207輔運(yùn)巷在實(shí)體煤掘進(jìn)階段圍巖垂直應(yīng)力分布與常規(guī)相同，在兩幫形成一定的應(yīng)力集中，最大垂直應(yīng)力12.38 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)1.41。監(jiān)測(cè)位置超前F6206工作面30 m時(shí)，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力有明顯增長(zhǎng)，但巷道圍巖影響區(qū)域內(nèi)垂直應(yīng)力變化不是很大。監(jiān)測(cè)位置滯后F6206工作面120 m時(shí)，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力大幅增加，最大垂直應(yīng)力16.20 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)1.85，F(xiàn)6207輔運(yùn)巷煤柱側(cè)幫應(yīng)力降低，承載能力遭到削弱，在此過(guò)程中煤柱側(cè)幫產(chǎn)生變形破壞。

圖4 不同應(yīng)力階段巷道圍巖及煤體垂直應(yīng)力分布Fig.4 Vertical stress distribution of roadway surrounding rock and coal in different stress stages

F6207B工作面回采過(guò)程，監(jiān)測(cè)位置超前F6207B工作面30 m時(shí)，F(xiàn)6207輔運(yùn)巷圍巖和煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力都有顯著增高，煤柱內(nèi)最高應(yīng)力達(dá)到22.61 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)2.58，工作面?zhèn)葞秃兔褐鶄?cè)幫最大垂直應(yīng)力分別為22.71、16.86 MPa，說(shuō)明F6207工作面超前采動(dòng)應(yīng)力和F6206工作面采空區(qū)應(yīng)力疊加造成了巷道圍巖的高應(yīng)力集中，容易造成嚴(yán)重的變形破壞。

3.3 圍巖破壞模擬結(jié)果與分析

不同應(yīng)力階段巷道圍巖及煤體塑性區(qū)分布如圖5所示。

圖5 不同應(yīng)力階段巷道圍巖及煤體塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of surrounding rock and coal body plastic zone in different stress stages

巷道圍巖塑性區(qū)范圍可以反映出巷道在掘進(jìn)和工作面回采影響下圍巖的擾動(dòng)情況，由圖5可知，F(xiàn)6207輔運(yùn)巷在實(shí)體煤掘進(jìn)階段受較高水平應(yīng)力作用，頂?shù)装逅苄詤^(qū)較大，在1.0～1.5 m時(shí)，以剪切破壞為主；兩幫塑性區(qū)范圍在0～1.0 m，主要以淺部拉伸破壞為主。超前F6206工作面30 m時(shí)，巷道頂?shù)装搴凸ぷ髅鎮(zhèn)葞统霈F(xiàn)明顯的塑性區(qū)范圍擴(kuò)大，但擴(kuò)大程度不是很高，基本在支護(hù)控制范圍內(nèi)。滯后F6206工作面120 m時(shí)，巷道圍巖塑性區(qū)范圍進(jìn)一步擴(kuò)大，其中煤柱幫塑性區(qū)范圍增幅最大，其他部位塑性區(qū)也有較大擴(kuò)展。超前F6207B工作面30 m時(shí)，巷道頂?shù)装搴蛢蓭退苄詤^(qū)范圍都較大，說(shuō)明圍巖在二次采動(dòng)應(yīng)力疊加作用下整體破壞范圍出現(xiàn)大幅擴(kuò)展。

4 二次動(dòng)壓巷道變形破壞與應(yīng)力特征總結(jié)

通過(guò)對(duì)F6207輔運(yùn)巷不同應(yīng)力階段變形監(jiān)測(cè)和應(yīng)力模擬，總結(jié)得出不連溝煤礦綜放工作面二次動(dòng)壓巷道變形與應(yīng)力特征。

(1)二次動(dòng)壓巷道在超前上區(qū)段工作面60 m左右時(shí)圍巖位移開(kāi)始增長(zhǎng)，并隨著與上區(qū)段工作面距離越來(lái)越近，位移增幅加大，塑性區(qū)范圍逐漸擴(kuò)展，但超前上區(qū)段工作階段圍巖應(yīng)力增長(zhǎng)不大。

(2)二次動(dòng)壓巷道在滯后上區(qū)段工作面階段圍巖位移開(kāi)始大幅增長(zhǎng)，滯后上區(qū)段工作面約120 m時(shí)位移量增幅最大，塑性區(qū)范圍進(jìn)一步擴(kuò)大，巷道圍巖承載能力下降。

(3)二次動(dòng)壓巷道在本工作面超前影響階段，工作面超前支承應(yīng)力與采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力疊加造成巷道圍巖高應(yīng)力集中，致使巷道圍巖塑性破壞大幅擴(kuò)展，底鼓量達(dá)到800 mm，兩幫變形量接近1 500 mm，煤柱幫變形量大于工作面幫，頂板存在一定下沉量但尚能夠保持穩(wěn)定。

5 圍巖控制技術(shù)

5.1 圍巖控制理念

基于前文分析的綜放工作面二次動(dòng)壓巷道變形與應(yīng)力特征有針對(duì)性地提出圍巖控制技術(shù)理念，主要為“強(qiáng)幫控頂、高支護(hù)材料強(qiáng)度、高圍巖控制剛度”，具體表述如下。

(1)強(qiáng)幫控頂。根據(jù)前文得出的二次動(dòng)壓巷道圍巖各部位的變形特征，巷道兩幫在動(dòng)壓作用下變形劇烈，煤柱側(cè)幫變形更為嚴(yán)重。因此，應(yīng)著重加強(qiáng)對(duì)幫部支護(hù)的重視程度，改變過(guò)去強(qiáng)頂弱幫的支護(hù)理念，幫部支承能力的增強(qiáng)也對(duì)控頂有積極作用[10-11]。

(2)高支護(hù)材料強(qiáng)度。隨著二次動(dòng)壓巷道圍巖變形破壞，經(jīng)常出現(xiàn)錨桿和錨索破斷現(xiàn)象，針對(duì)這種情況，應(yīng)提高支護(hù)材料的強(qiáng)度，保證其抗拉抗剪能力。對(duì)于動(dòng)壓巷道，錨桿直徑一般應(yīng)達(dá)到22 mm，屈服強(qiáng)度不低于500 MPa；錨索索體應(yīng)選用直徑21.8 mm，屈服強(qiáng)度1 860 MPa級(jí)鋼絞線，并有一定的延伸性能。

(3)高圍巖控制剛度。二次動(dòng)壓巷道出現(xiàn)嚴(yán)重變形，主要在于圍巖與支護(hù)形成的錨固體的剛度不足，在高應(yīng)力環(huán)境下抗變形的能力弱。提高圍巖剛度的最有效方法為對(duì)支護(hù)體施加高預(yù)應(yīng)力并實(shí)現(xiàn)其有效擴(kuò)散[12-15]，原有支護(hù)方案中幫部右旋全螺紋錨桿螺距較大，扭矩轉(zhuǎn)化成預(yù)緊力效率較低，更換為左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿并提高扭矩施工要求，采用大面積護(hù)表構(gòu)件實(shí)現(xiàn)預(yù)應(yīng)力有效擴(kuò)散到圍巖中。

5.2 新掘二次動(dòng)壓巷道支護(hù)方案

基于以上圍巖控制技術(shù)理念，設(shè)計(jì)新掘二次動(dòng)壓巷道F6217輔運(yùn)巷支護(hù)方案如下。

(1)頂板支護(hù)。頂板錨桿為左旋無(wú)縱筋螺紋鋼，直徑22 mm，屈服強(qiáng)度500 MPa，長(zhǎng)度2.4 m，間排距1 000 mm×1 000 mm，配150 mm×150 mm×10 mm拱形托板，樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固，預(yù)緊扭矩不低于400 N·>m，錨桿間用寬280 mm、厚4 mm的W鋼帶聯(lián)結(jié)，配合鋼筋網(wǎng)護(hù)頂。頂板錨索規(guī)格為1×19股、直徑21.8 mm，長(zhǎng)度6.3 m，間排距2 000 mm×2 000 mm，配300 mm×300 mm×14 mm 拱形托板，樹(shù)脂端部錨固，錨索預(yù)緊力不低于300 kN。

(2)巷幫支護(hù)。幫部錨桿規(guī)格與頂板相同，采用W鋼護(hù)板作為加大護(hù)板，配合菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫。煤柱幫打設(shè)1排補(bǔ)強(qiáng)錨索，錨索索體力學(xué)規(guī)格與頂板相同，長(zhǎng)度4.3 m，排距2 000 mm。與原支護(hù)方案相比，新支護(hù)方案對(duì)煤柱幫進(jìn)行了重點(diǎn)加強(qiáng)，采用強(qiáng)力幫錨索限制動(dòng)壓下煤柱幫內(nèi)移，達(dá)到強(qiáng)幫控頂?shù)淖饔?。?duì)錨桿和錨索強(qiáng)度規(guī)格進(jìn)行了優(yōu)化提升，提高了支護(hù)材料的強(qiáng)度。通過(guò)提高錨桿扭矩要求，并用大面積護(hù)表構(gòu)件W鋼帶(W鋼護(hù)板)代替H型鋼筋梯梁，實(shí)現(xiàn)了錨桿支護(hù)高預(yù)應(yīng)力和強(qiáng)力護(hù)表。通過(guò)以上主要支護(hù)變更，實(shí)現(xiàn)了“強(qiáng)幫控頂、高支護(hù)材料強(qiáng)度、高圍巖控制剛度”的圍巖控制理念。

支護(hù)斷面如圖6所示。

圖6 F6217輔運(yùn)巷支護(hù)設(shè)計(jì)示意Fig.6 F6217 schematic diagram of supporting design for auxiliary haulage roadway

5.3 新支護(hù)方案應(yīng)用效果

F6217輔運(yùn)巷應(yīng)用新支護(hù)技術(shù)方案后，對(duì)錨桿索受力和圍巖表面位移進(jìn)行了監(jiān)測(cè)，監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖7所示。圍巖經(jīng)歷鄰近工作面F6216工作面采動(dòng)影響后，各部位錨桿受力基本在80～130 kN，整體受力狀況良好，低于錨桿的屈服載荷，錨索受力一般在280～400 kN，沒(méi)有發(fā)生錨索破斷的現(xiàn)象。從表面位移變化量看來(lái)，圍巖頂板下沉量在100 mm以內(nèi)，兩幫內(nèi)移量小于300 mm，煤柱幫內(nèi)移量在200 mm以內(nèi)，相比F6207輔運(yùn)巷同期圍巖變形量大幅減小，圍巖控制效果良好。

圖7 F6217輔運(yùn)巷礦壓監(jiān)測(cè)曲線Fig.7 Ground pressure monitoring curve of F6217 auxiliary haulage roadway

6 結(jié)論

(1)通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)和數(shù)值模擬分析得出不連溝煤礦綜放工作面二次動(dòng)壓巷道變形破壞與應(yīng)力演化特征，二次動(dòng)壓巷道在超前上區(qū)段工作面60 m左右時(shí)圍巖位移和塑性破壞區(qū)開(kāi)始增長(zhǎng)，應(yīng)力增量不大；滯后上區(qū)段工作面約120 m時(shí)圍巖位移和塑性區(qū)區(qū)增幅最大；該工作面超前影響階段由于兩工作面應(yīng)力疊加，使兩幫和底板造成嚴(yán)重變形破壞。

(2)提出“強(qiáng)幫控頂、高支護(hù)材料強(qiáng)度、高圍巖控制剛度”的圍巖控制技術(shù)理念。改變過(guò)去強(qiáng)頂弱幫的支護(hù)理念，增加強(qiáng)力幫錨索實(shí)現(xiàn)幫部支承能力高，限制幫部變形對(duì)控頂有積極作用。對(duì)錨桿和錨索強(qiáng)度規(guī)格進(jìn)行了優(yōu)化提升，提高了支護(hù)材料的強(qiáng)度。大幅提高錨桿扭矩，并采用大面積護(hù)表構(gòu)件，實(shí)現(xiàn)了錨桿支護(hù)高預(yù)應(yīng)力和強(qiáng)力護(hù)表。

(3)應(yīng)用“強(qiáng)幫控頂、高支護(hù)材料強(qiáng)度、高圍巖控制剛度”的圍巖控制技術(shù)方案后，二次動(dòng)壓巷道圍巖經(jīng)歷上區(qū)段工作面采動(dòng)影響后，圍巖錨桿受力在80～130 kN，錨索受力在280～400 kN，均在極限性能指標(biāo)以內(nèi)。表面位移量最大部位控制在200 mm以內(nèi)，相比同類(lèi)巷道原支護(hù)方案位移量大幅減小，達(dá)到了圍巖有效控制目的。