大南湖一礦“三軟”煤層回采巷道圍巖破壞規律研究

許 勃

(神華國能哈密煤電有限公司大南湖一礦，新疆自治區哈密市，839000)

新疆哈密地區大南湖礦區煤炭資源豐富，其中大南湖礦區一區為在建的大型現代化礦區。隨著礦區內一號礦井的投產，在“三軟”煤層條件下采煤工作面回采過程中回采巷道圍巖穩定性分析、掘進巷道支護參數選擇及優化、巷道圍巖變形破壞及控制技術等涉及到礦井安全生產的一系列礦山壓力以及圍巖控制技術問題，亟待系統性總結及理論分析。采煤工作面回采期間，巷道圍巖破碎，變形破壞嚴重，底鼓問題突出，巷道返修率高，維護工程量大，嚴重影響礦井正產生產，回采巷道的巷道變形規律及其圍巖控制技術有待深入研究。

許多學者針對軟巖巷道變形破壞機制及相應支護控制技術進行理論和實驗研究。王衛軍等針對軟巖巷道的變性特點，提出“高阻讓壓、高強度”支護方案，取得較好的控制效果；高明仕等針對軟巖巷道強流變及大變形的破壞特征，提出全斷面、全支全讓O型封閉支護技術，有效地控制了軟巖巷道的大變形；唐建新等通過室內及現場試驗、現場觀察監測和理論分析相結合的方法對巷道圍巖變形破壞進行綜合分析研究；于學馥等提出“軸變論”理論，認為從巷道圍巖的應力分布特征來具體研究圍巖變形破壞規律，根據地應力、圍巖應力并結合巷道圍巖的巖體力學性質及變形特征，通過對巷道圍巖應力特征進行分類，才能對巷道維護起到關鍵作用，依據彈性理論的“軸變論”認為橢圓形狀是巷道破壞變形的最終形態；來興平等通過對急傾斜特厚煤層回采巷道圍巖內部裂隙的分布特征，結合圍巖變形、圍巖松動圈監測和聲發射監測巷道圍巖破壞，通過聲光電三種監測手段對巷道圍巖進行立體監測，對巷道變形破壞及早預測并采取相應措施，保障了巷道的穩定；張德華等通過現場試驗研究了高應力軟巖隧道中格柵支護與中型鋼支護效果研究，結果表明，中型鋼支護對于軟巖巷道前期的變形起到約束作用，而后期中型鋼卻不能進一步阻止隧道圍巖變形且自身承受較大的圍巖應力，不利于隧道二次襯砌，相反格柵支護前期釋放了圍巖的應力后期采用剛性支護，對隧道采取“先柔后剛”的支護原則，實現了隧道的穩定支護；陳衛忠等通過現場真三軸蠕變試驗，較為準確地分析了軟巖蠕變隨時間的變形規律，提出了泥巖蠕變模型及相應變化參數，通過模型試驗真實反映了現場軟巖的流變特征，得出軟巖蠕變速率與時間、應力水平相關，對軟巖巷道持久變形和支護設計具有參考意義。

1 工程地質概述

大南湖一礦1303工作面煤層整體形態為一寬緩的向斜構造，向斜核部約在3號煤層膠帶運輸大巷以西1469 m處，向斜兩翼不對稱，煤層產狀變化較大，走向221°，傾向131°，傾角7°～16°，平均9°；煤層走向坡度存在較大變化，以開切眼為起點，0～500 m范圍為10°～5°下坡，500～1934 m范圍為0°～3°上坡。

1303綜放工作面所采煤層為3號煤層，煤層厚度6.2～8.9 m，平均6.3 m，煤層結構簡單至復雜，屬穩定至較穩定煤層。工作面采用單一走向長壁后退式采煤法，綜采放頂煤采煤工藝，全部垮落法管理頂板。其中，采煤機割煤高度2.8 m，放煤高度3.5 m，采放比約為1∶1.25，循環進尺0.8 m，放煤步距0.8 m。煤層老頂為粉砂巖、泥巖，平均厚度3.62 m；直接頂為泥巖、粉砂巖，平均厚度2.89 m；直接底為泥巖，平均厚度1.85 m；老底為粉砂巖，平均厚度2.7 m。煤層頂底板巖石抗壓強度Rc小于5 MPa，軟化系數Ka小于0.75，各煤層抗壓強度多在6.5～7.5 MPa之間，煤層頂底板多屬層狀結構的極軟巖，屬極不穩固巖層，是典型的“三軟”煤層。

1303綜放工作面回采巷道為矩形斷面，巷道凈寬5 m，凈高3.2 m，采用錨網噴、鋼筋梯聯合錨索梁支護，采用C30混凝土鋪底，鋪底厚度200 mm。頂板錨桿采用右旋無縱筋等強度螺紋鋼錨桿，規格為?20 mm×2500 mm，巷幫錨桿采用右旋無縱筋等強度螺紋鋼錨桿，規格為?20 mm×2200 mm；錨索為?21.8 mm×8000 mm。

2 巷道表面位移監測及破壞特點分析

2.1 測點布置

在巷道內利用十字布點法布置表面位移監測站，對試驗段內采動影響下的巷道變形進行觀測記錄，分析軟巖巷道的變形規律。在頂底板中部垂直方向和兩幫中線方向和側幫偏下的位置共3處布置?29 mm×380 mm的孔，將?28 mm×400 mm的木樁打入孔，具體見圖1。頂板和上幫木樁端部安設彎形測釘，底板和下幫木樁端部安設平頭測釘。在各測點拉緊卷尺，測量并記錄數值。

圖1 巷道表面位移監測布置

2.2 巷道表面位移監測數據匯總

隨著1305綜放工作面的不斷推進，受測斷面距離回采工作面越來越近。對1500～900 m范圍內所測數據進行匯總分析，監測時間從2015年1月14日至2015年1月21日，重點對距3號煤層膠帶運輸大巷1480 m、1430 m和1420 m斷面進行分析。初始日期為1月14日，此時工作面推進至距3號煤層膠帶運輸大巷1534 m處；截止日期為1月21日，此時工作面推進至距3號煤層膠帶運輸大巷1499 m處。

2.3 數據分析

距3號煤層膠帶大巷1480 m不同距離處的斷面巷道變形量-時間曲線如圖2所示。

圖2 距3號煤層膠帶大巷不同距離處的斷面巷道變形量-時間曲線

由圖2(a)可知，此位置斷面變形較大，其中頂底板變形量最大，總計為30 cm，底部兩幫變形量次之，中部兩幫變形量相對較小。變化最為明顯的時間段為1月18日至1月21日，其曲線斜率突然變大，1月19日工作面推進至距3號煤層膠帶運輸大巷1503 m處，此時距測點23 m，故工作面開采至距此斷面28 m左右時，有較為明顯的采動影響。但在1月18日之前的區域，依然存在一定程度的巷道變形，表明此范圍依然受到一定程度的采動影響，故此斷面圍巖穩定情況一般。

由圖2(b)可知，此位置頂底板變形量為10 cm，底部兩幫變形量次之，中部兩幫變形量很小，其曲線斜率并未在某一時間點有較為明顯的改變，1月21日工作面推進至距3號煤層膠帶運輸大巷1499 m處，此時距測點69 m，故工作面開采至距此斷面70 m左右時，只對此斷面產生較小的影響，圍巖穩定性良好。

由圖2(c)可知，此位置頂底板變形量為7 cm，底部兩幫變形量次之，中部兩幫變形量很小，其曲線斜率變化較小，1月21日工作面推進至距3號煤層膠帶運輸大巷1499 m處，此時距測點79 m，故工作面開采至距此斷面80 m左右時，對此斷面產生影響較小，圍巖穩定性良好。

2.4 巷道表面位移綜合分析

通過十字布點法對巷道變形的實時監測，并與現場圍巖變形觀察記錄相互驗證，最終可得如下結論：

(1)采動影響下回采巷道破壞呈整體破壞型，巷道底鼓量大，并伴隨一定的頂板下沉及兩幫收斂。在距工作面0～70 m范圍內巷道都有不同程度的破壞，主要表現在兩幫收斂，并伴隨一定量的巷道底鼓；巷道受采動影響在采距小于40 m時開始顯現明顯，巷道底鼓加劇，兩幫收斂明顯；而在小于30 m后，巷道底鼓加劇，頂板下沉且破碎嚴重，兩幫也劇烈內斂。

(2)兩幫收斂特點主要表現在下幫距底板1.6～1.9 m范圍內沿煤層夾矸內擠，產生水平錯動，移近量在0～200 mm范圍內。

(3)巷道底鼓主要表現在距工作面40～90 m范圍內，巷道底板呈不對稱性底鼓，底鼓量在0～200 mm之間；在40～10 m范圍內底鼓量在200～500 mm之間；在10～-10 m范圍內巷道底鼓量明顯加劇，在500～1000 mm之間。

(4)頂板破碎、下沉。雖然頂板的支護強度較大，但由于兩幫下沉失穩和底鼓嚴重而導致頂板破碎下沉，在距工作面20～40 m范圍內，頂板距下幫100～200 mm范圍內發生斷裂；距工作面20 m范圍內頂板開始斷裂下沉；距工作面10 m范圍內頂板破碎嚴重。

3 巷道圍巖內部裂隙發育及破碎程度監測

3.1 松動圈測試

圍巖松動圈的大小是巷道圍巖支護的重要參數。目前，測試巷道圍巖松動圈的方法有很多，包括超聲波探測法、多點位移計量探測法、地質雷達探測法以及地震波測試法等?，F場采用超聲波探測法對回采工作面輔助運輸巷圍巖松動圈進行了測試。超聲波松動圈測試儀是通過對接收圍巖中聲波傳播速度的差異變化來研究巷道圍巖的松動程度與范圍。接收到的聲波速度愈大，圍巖愈穩定、裂隙愈??；反之，圍巖裂隙發育、松動范圍大。在回采工作面輔助運輸巷距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m、1310 m、1260 m處斷面進行了松動圈測試，得到1303工作面輔助運輸巷距3號煤層膠帶運輸大巷不同距離處斷面接收聲波的傳播速度隨鉆孔深度變化曲線圖，方框中的數值為對應測點的波速。通過波速的變化來判定圍巖的松動范圍。

距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m斷面頂板鉆孔聲波速度隨鉆孔深度變化曲線如圖3所示。由圖3可以看出，鉆孔深度0.1～1.1 m范圍內聲波波速上升明顯；1.1～2.1 m范圍內波速變化明顯，并呈下降趨勢，在3.1 m處由于現場干擾，導致數據為零；鉆孔從4.1～5.1 m范圍內波速略有上升，隨后至6.1 m的過程中，波速又下降，6.1～8.1 m范圍內，波速變化與4.1～6.1 m十分類似，而從8.1～9.1 m的過程中，接收的波速變化不再明顯。除去誤差，總體來看該斷面頂板聲波接收速度的最小值為1346.80 m/s，維持在一個較低的水平，表明該位置頂板煤體整體穩定性一般。在0.1～2.1 m范圍內的波速變化明顯，反映出在該范圍內圍巖裂隙發育較大?；趯φ麄€深度范圍內波速的考慮，綜合判定該斷面頂板的松動范圍在2.5 m左右。

距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m斷面北幫鉆孔聲波速度隨鉆孔深度變化曲線如圖4所示。由圖4可以看出，鉆孔深度0.6～1.6 m范圍內煤體波速變化幅度不大；1.6～2.6 m范圍內煤體波速略有上升；2.6～3.6 m范圍內接收的波速進一步出現小幅度的增加；3.6～4.6 m范圍內波速基本保持不變；4.6～5.6 m范圍內波速出現小幅度的下降；5.6～6.6 m范圍內波速逐漸上升；6.6～7.6 m范圍內波速再度略有下降；從7.6 m開始，波速大幅度上升，說明從7.6 m開始煤體穩定程度大幅度上升?？傮w看來，深度在0.6～2.6 m范圍以內，波速較小，表明這一段范圍的煤體較為破碎，裂隙較發育，在2.6～6.6 m范圍內，波速逐漸升高，表明該段煤體穩定性隨著靠近內部的深度穩定性持續變強，但在6.6～7.6 m處圍巖裂隙較發育，最后從8.6 m開始，接收的波速急劇升高，表明該段煤體穩定性逐漸趨于良好。因此，綜合分析可得，該斷面北幫煤體的松動圈在2 m范圍左右。

圖3 距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m斷面頂板鉆孔聲波速度隨鉆孔深度變化曲線

圖4 距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m斷面北幫鉆孔聲波速度隨鉆孔深度變化曲線

距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m斷面南幫鉆孔聲波速度隨鉆孔深度變化曲線如圖5所示。

圖5 距3號煤層膠帶運輸大巷1360 m斷面南幫鉆孔聲波速度隨鉆孔深度變化曲線

由圖5可以看出，巷道南幫鉆孔共探測5.1 m，鉆孔深度從0.1～1.1 m范圍內煤體波速明顯增大；1.1～2.1 m范圍內煤體波速呈現較大幅度的下降； 2.1～3.1 m范圍內，波速幾乎未發生改變，表明該段煤體穩定性類似?？傮w看來，鉆孔在0.1～2.1 m范圍內接收的波變化幅度十分明顯，表明該段煤體的圍巖穩定性較弱，圍巖較破碎，裂隙發育程度較高，2.1～5.1 m范圍內，接收的聲波速度較為穩定，因此可知波速整體維持在一個較低的水平，故該段煤體的圍巖穩定性一般，圍巖裂隙均勻分布于煤體各處，但由于波速變化不大，故煤體隨著靠近內部的深度，圍巖變化情況也逐漸減小。因此，綜合分析可得，該斷面南幫煤體的松動圈在2.1 m范圍左右。

綜合圖3、圖4和圖5三組斷面松動圈測試結果認為，該巷道南幫松動圈小于2.4 m，北幫松動圈小于2.5 m，頂板松動圈小于2.5 m，巷道頂板7.6 m以上的位置巖層基本較為穩定。

3.2 鉆孔窺視分析

采用鉆孔窺視儀對巷道圍巖進行松動圈測試，能直觀、清晰地觀測到圍巖內部的破壞、離層等情況，確定圍巖松動圈的厚度，為巷道穩定性評價及支護方案的制定提供可靠的依據?，F場采用國產YS(B)鉆孔窺視儀對孔內煤壁裂隙發育和演化進行觀測，YS(B)鉆孔窺視儀可用于任意方向煤、巖體松動及裂隙窺視、水文探孔、瓦斯抽放孔孔內情況探查、錨桿孔質量檢查和裂隙觀察等。采用高清晰度探頭及彩色顯示設備，可分辨1 mm的裂隙及不同巖性，與微機可直接連接，便于圖像的實時顯示。

巷道頂板鉆孔窺視圖如圖6所示。由圖6可以看出，頂板巖層在0～0.8 m范圍內圍巖嚴重破碎，局部呈松散體狀態；0.8～1.7 m范圍，內裂隙較發育，以環向裂隙為主；1.7～2.4 m范圍內，頂板有離層；2.4～5 m范圍內，圍巖較完整，未出現明顯的離層現象；5～7 m范圍內，圍巖完整性相對較差；7～10 m范圍內，孔壁表面完整光滑。

圖6 巷道頂板0～10 m鉆孔窺視圖

北幫鉆孔窺視圖如圖7所示。由圖7可以看出，0～0.6 m范圍內，圍巖破碎嚴重，局部呈松散狀；0.6～1.5 m范圍內，裂隙發育，以環向裂隙為主；1.5～2.3 m范圍內，圍巖破碎，裂隙發育較多，局部存在離層現象；2.3～3.8 m范圍內，裂隙發育，但圍巖破碎程度較?。?.8～10 m范圍內，裂隙逐漸減少，圍巖趨于完整，孔壁表面逐漸光滑。

南幫0～10 m范圍內鉆孔窺視圖如圖8所示。由圖8可以看出，0～0.5 m范圍內，圍巖破碎，巖體呈現松散狀態；0.5～2 m范圍內，裂隙發育，多數為環向裂隙；2～3.5 m范圍內，裂隙較發育；3.5～10 m范圍內，孔壁表面逐漸光滑，趨于完整。

圖7 巷道北幫0～10 m范圍內鉆孔窺視圖

圖8 巷道南幫0～10 m范圍內鉆孔窺視圖

4 結論

本文以大南湖一礦為工程背景，采用巷道表面位移進行監測、松動圈測試技術和鉆孔窺視技術，分析了1305回采工作面巷道圍巖破壞的表面位移特征，以及巷道破壞的松動圈范圍及圍巖深部破壞特征，得到如下結論：

(1)采動影響下回采巷道破壞呈整體破壞型，巷道底鼓量大，并伴隨一定的頂板下沉及兩幫收斂。

(2)根據松動圈測試結果，頂板及兩幫松動圈大體一致，松動圈的范圍在2600 mm以內。

(3)距巷道頂板7.6 m以上的巖層較為穩定，目前采用錨索長度為8 m，滿足支護要求。

(4)鉆孔窺視分析表明，0～2.4 m范圍內，裂隙發育；1.5～2.4 m范圍內，頂板存在離層；2.4～4 m范圍內，孔壁較粗糙，局部裂隙較發育，常有縱向裂隙向鉆孔深部延伸；4～10 m范圍內，孔壁相對光滑完整。