沿空掘巷頂板破斷特征及不對稱控制技術

劉 東

(山西保利平山煤業股份有限公司，山西 沁水 048205)

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沿空掘巷頂板破斷特征及不對稱控制技術

劉 東

(山西保利平山煤業股份有限公司，山西 沁水 048205)

某礦605綜放工作面留設10 m窄煤柱后，沿空掘巷過程中易出現冒頂、垮幫、支護體損毀等強礦壓現象。以605回風平巷窄煤柱段為研究對象，采用現場調研、理論分析、數值模擬和井下試驗等方法進行分析研究，得知基本頂斷裂位置在煤柱內6.5 m處，基本頂中關鍵塊B的回轉下沉運動是巷道破壞的根本原因。結合現場地質條件，提出了非對稱的“多錨索-槽鋼-鋼筋組合圈梁”支護方案，控制圍巖非對稱變形破壞，現場實施后巷道維護狀態較穩定。

窄煤柱；沿空掘巷；數值模擬；不對稱支護

大型綜放開采特別是長達200～300 m及以上的大型綜放面已成為我國當前綜放開采的重要發展方向，大型綜放開采必然帶來巷道斷面尺寸擴大、采場支承壓力范圍和峰值顯著增大、采動影響程度劇烈和礦山壓力顯現嚴重，加之建設和發展資源節約型礦井使煤柱寬度趨小，尤其是在窄煤柱條件下，傳統煤巷礦壓理論與控制技術難以甚至根本不能適應新的綜放開采生產技術條件和發展對頂板煤巖體破壞控制的要求[1-3].

1 地質概況

某礦605綜放工作面的北部為正在回采的603綜放工作面，兩工作面之間的區段煤柱在回風平巷開始掘進階段留設35 m的寬煤柱，掘進到工作面推進長度一半左右時，為了能夠更好地利用煤炭資源，提高回采率，現場回風平巷工業性試驗留設10 m的窄煤柱進行掘進。605綜放面所采3#煤層煤厚5.44～10.15 m，平均7.8 m，煤層傾角5°～18°，平均傾角12°. 距煤層直接底0.60 m處含一層夾矸(泥巖)平均厚0.3 m，在工作面范圍內廣泛分布。3#煤偽頂為炭質泥巖，直接頂為粉砂巖、細砂巖，基本頂為粗砂巖。603工作面平面位置示意圖見圖1.

圖1 603工作面平面位置示意圖

2 回風平巷礦壓顯現

605綜放面回風平巷為矩形斷面，斷面規格為寬5 140 mm×高4 000 mm，巷道長度1 500 m，在巷道掘進方向煤柱一幫布置了水溝。605工作面回風平巷原有支護方案采用錨、網、索、噴漿、“W”鋼帶聯合對稱的支護方式[4]，實體煤幫與煤柱幫的支護方式完全相同，頂板及兩幫噴漿厚度70 mm，底板噴漿厚度200 mm.

605綜放面區段回風平巷在相鄰603工作面開采結束后掘進，受603工作面殘余支承壓力的影響，且在掘進過程中揭露較多小構造，在巷道掘進至窄煤柱段時，對605回風平巷依舊沿用原有的對稱支護方式，礦壓顯現情況見圖2.

圖2 回風平巷窄煤柱段礦壓顯現圖

由圖2可知，巷道頂板穩定性差，易發生離層破壞和顯著下沉變形(圖2a)，不利于形成穩定的支護結構，頂煤與上部巖層之間容易發生離層而可能導致嚴重的垮冒事故；在窄煤柱的條件下，相鄰工作面支承壓力對巷道變形影響更大，加快了煤幫的變形破壞程度(圖2b)，出現片幫現象，程度嚴重時出現煤幫垮

塌現象；上區段工作面端頭基本頂斷裂形成的弧形三角塊在受到采動影響時，頂板發生下沉運動，將會對回風平巷頂板小結構產生強烈的偏斜擠壓作用力。該擠壓力的水平分量將會加大回風平巷淺部頂板彎曲變形量和撓度，同時伴隨著水平運動(圖2c)以及頂板與煤柱交界附近的擠壓破碎(圖2d)，這在窄煤柱條件下時會顯得尤為突出[5，6].

3 回風平巷頂板斷裂及運移規律

3.1 現場試驗

現場采用鉆孔窺視儀對窄煤柱段巷道頂板圍巖結構進行觀測。窄煤柱段巷道基本頂的斷裂位置與基本頂、直接頂、煤層三者的厚度和力學性質有關，同時也受采深、原巖應力狀態、采高等因素影響，為避免鉆孔窺視工作的盲目性，選取回風平巷窄煤柱段頂板變形相對較大處斷面，現場打鉆、鉆孔窺視，對各鉆孔窺視結果進行分析對比，找出有基本頂斷裂本征的鉆孔，通過三角幾何關系計算出發生斷裂處的大致位置，然后在此位置通過補打鉆孔進行鉆孔窺視工作，直至最終確定基本頂斷裂位置，見圖3.

圖3 裂隙分布及基本頂斷裂位置綜合圖

從圖3可以看出，窄煤柱段煤巷頂板呈非對稱破壞，靠近煤柱幫頂板裂隙滋生，且縱向裂隙和破碎帶較多，相比較而言，靠近實體煤幫頂板相對破壞較輕，裂隙分布范圍較窄，貫通垂直裂隙較少且較小，且基本頂斷裂位置在煤柱體內6.5 m位置處。現場鉆孔窺視觀測結果對窄煤柱段煤巷圍巖破壞非對稱結構研究提供了現場實踐依據。

3.2 數值模擬分析

根據605綜放面地質生產條件，采用UDEC軟件進行數值模擬分析，煤層厚度7.8 m，巷道尺寸為寬5.5 m×高4.0 m，窄煤柱寬度10 m，主要研究窄煤柱段煤巷覆巖大結構動態演化規律及巷道頂板水平變形破壞過程。模型走向長度為200 m，垂直高度為60 m，開挖工作面長度為100 m，底部邊界限制垂直位移，左右邊界限制水平位移。巖塊采用莫爾-庫倫模型，節理為接觸庫倫滑移模型。本次模擬中各巖層物理力學參數見表1，表2.

表1 計算模型中煤巖體力學參數表

表2 計算模型煤巖層節理力學參數表

為監測窄煤柱段煤巷覆巖大結構動態演化過程及頂板不同層位巖層水平運動情況，將UDEC計算模型分別計算至2 000、4 000、6 000、8 000步，研究分析不同時步下沿空巷道頂板大結構運動形式、塑性破壞、運移規律特征，見圖4.

圖4 覆巖運移和巷道圍巖破壞模擬圖

由圖4可知，模型運算至2 000 step時，基本頂關鍵塊結構僅有輕微彎曲下沉，尚未形成砌體梁結構；當模型運算至4 000 step時，采空區直接頂已經出現較為明顯的離層破壞，基本頂亦出現了較為明顯的下沉運動，采空區煤柱幫向采空區明顯擠出，且幫下部擠出變形更為突出；當模型運算至6 000 step時，采空區基本頂出現了較為明顯回轉運動，基本頂在煤柱上側出現斷裂，并以斷裂線為軸線出現回轉運動，此時，煤柱在基本頂結構回轉作用下出現更為嚴重的外擠變形；當模型運算8 000 step時，采空基本頂已經近乎全部冒落以斷裂線為軸出現了較大回轉，基本頂回轉力亦達到較大值，同時基本頂的回轉亦造成了巷道頂板出現向下的撓度變形，對巷道頂板產生擠壓變形。此時，10 m煤柱出現較大變形，尤其是靠近采空區側煤柱幾乎坍塌，巷道內，煤柱幫上下不對稱變形更加突出，頂板傾斜變形也達到最大值，同時塊體之間的水平擠壓也達到最大量值。

4 窄煤柱段不對稱支護

由現場窄煤柱段巷道礦壓顯現分析及覆巖運動及位移演化規律的研究可知，頂板彎矩關于巷道軸向中心線呈現顯著非對稱分布，最大值約位于頂板中心偏煤柱側L/8的位置，該區域頂板極易破碎，完整性差。針對窄煤柱段巷道礦壓顯現的特點，提出非對稱的“多錨索-槽鋼-鋼筋組合圈梁”的關鍵支護系統，用于現場窄煤柱護巷回風平巷的圍巖控制，且槽鋼梁位于彎矩和撓度的“重心”位置，具體的不對稱支護系統見圖5.

圖5 窄煤柱段回風平巷不對稱支護系統圖

現場實施不對稱支護后，在距605工作面切眼110 m處布置礦壓觀測站，在工作面推進過程中測站圍巖變形趨勢見圖6. 采動影響前巷道圍巖變形呈現小幅增長，且幫部對采動的敏感性大于頂底板，由于該測站服務的時間相對較長，其圍巖移近量也較大，至工作面推至測站處，頂板累計下沉量165 mm，兩幫累計移近量122 mm，均在安全范圍之內。可見，不對稱支護系統能夠使回風平巷在工作面采動作用影響下基本無離層現象，巷道維護狀態比較穩定。

圖6 試驗段巷道礦壓觀測圖

5 結 論

1) 605綜放工作面留設10 m護巷窄煤柱后，巷道圍巖出現了頂煤破碎及頂板顯著下沉、煤柱幫大變形、巖層水平移動鋼帶折斷和肩角擠壓破碎與錨桿失效等礦壓顯現問題。

2) UDEC模擬結果表明，覆巖中關鍵塊B的回轉下沉運動是巷道呈現頂板不對稱變形和水平剪切錯動及煤柱失穩破壞的根本原因。

3) 提出非對稱的“多錨索-槽鋼-鋼筋組合圈梁”的關鍵支護系統，現場實施后工作面在采動作用影響下基本無離層現象，巷道維護狀態比較穩定。

[1] 何富連，高 峰，梅 星，等.綜放沿空掘巷不對稱支護加固工業試驗[J]．煤炭技術，2016，35(4)：37-39.

[2] 楊增強，竇林名，張潤兵，等.特厚煤層巷道掘巷支護防沖研究[J]．煤炭工程，2013(4)：80-83.

[3] 梅 星．綜放大斷面沿空煤巷圍巖穩定性及不對稱支護[D]．北京：中國礦業大學，2016.

[4] 張 勇，張 保，張春雷，等.厚煤層采動裂隙發育演化規律及分布形態研究[J]．中國礦業大學學報，2013，21(6)：935-940.

[5] 張廣超，何富連.深井高應力軟巖巷道圍巖變形破壞機制及控制[J]．采礦與安全工程學報，2015，32(4)：571-577.

[6] 張廣超，何富連.大斷面強采動綜放煤巷頂板非對稱破壞機制與控制對策[J]．巖石力學與工程學報，2016，35(4)：806-817．

Research on Roof Broken Characteristics and Asymmetric Control Technology in Gob-side Entry Driving

LIU Dong

10 m narrow coal pillar in a fully mechanized top coal caving mining face has been reserved in No.605 roadway, the roadway becomes more prone to roof fall, side-rib collapsed and damage of support parts during the process of driving along the goaf. With narrow coal pillar section in No.605 roadway as the research object, using the field investigation, theoretical analysis, numerical simulation and field test method, the results show that the basic top fault located 6.5 m inside the coal pillar, and the root cause of roadway deformation comes from block B with subsided and rotated movement of is. Based on the site geological conditions, an asymmetric multi-anchor-channel-reinforced composite ring beam support program is introduced to control the asymmetric surrounding rock deformation, After the implementation of the project, the roadway condition is relatively stable, and the workload for maintenance reduced.

Narrow pillar; Gob-side entry driving; Numerical simulation; Asymmetric support

2017-02-09

劉 東(1989—)，男，山西平順人，2011年畢業于太原理工大學，助理工程師，主要從事煤礦掘進技術管理工作

(E-mail)172544981@qq.com

TD327.2

B

1672-0652(2017)03-0049-04