護巷煤柱內沿空掘巷底板破壞機理及底鼓控制技術研究

石 磊

（山西新景礦煤業有限責任公司，山西 陽泉 045000）

0 引言

近些年，我國煤礦巷道底鼓問題日益凸顯，由于掘巷過程引起的底板破壞造成很多井下設備損壞和人員傷亡事故，一部分底鼓現象強烈的巷道甚至導致回采工作面廢棄，因此，沿空掘巷的底鼓控制技術成為大家研究的重點問題。目前國內外學者對于沿空掘巷底板破壞機理及治理措施展開相關研究：康紅普[1]認為底板巖層變形量占總底鼓變形量的67%，擴容位移和彈塑性位移分別占總底鼓量的11.2%和11.8%，底板巖層向巷內擴容和壓曲是底鼓破壞的主要原因；侯朝炯、馬念杰[2-3]認為荷載從頂板傳遞到兩幫，又從兩幫傳遞到底板，使底板發生嚴重變形，不同巖層深度發生不同的程度的變形，距離工作面越遠，變形量越小。本文主要針對S1202工作面瓦排巷實際情況，通過數值模擬研究掘巷底板破壞機理，并提出底鼓控制技術，確定沿空留巷的支護方案，為相似工程情況提參考和指導作用。

1 工程概況

圖1 S1202工作面平面布置圖

S1202工作面主采3#煤層，工作面傾斜長度為150m，平均傾角4.3°，煤層均厚為6.4m，煤質較為松軟，煤層間存在一層厚均厚為0.7m的泥巖夾矸層。3#煤層偽頂為粉砂巖，均厚4.3m，直接頂為粗砂巖，均厚10m，直接底為泥巖，均厚3.3m，老底為10.6m粉質砂巖，均厚10.6m。S1202工作面采用雙巷布置方案，S1201采空區與S1202回風巷之間區段煤柱寬45m，在距S1201采空區5m煤柱的位置處，掘進S1202瓦排巷，巷道斷面為矩形，尺寸寬×高=3.8×3.2m，如圖1所示。在S1202瓦排巷掘進期間出現嚴重的底鼓現象，嚴重影響生產安全，急需采取有效措施控制底板變形。

2 沿空掘巷底板破壞機理

傳統彈塑性力學建立了很多判定圍巖彈塑性狀態的強度理論，用來描述巖石的變形破壞[4]。由于巖石的微觀結構不規律，外部受力情況也很復雜，所以巖石的應力應變關系特別復雜，單一的應力曲線和應變曲線都難以真實體現巖石的破壞過程。研究巖石的穩定狀態時，影響因素包括巖塊力學性質、圍壓、應力應變等，因此采用應力應變來分析巖石的破壞過程具有相當大的難度[5]。本質上，巷道圍巖由于耗散能的長期積累導致破壞，因此，巷道圍巖底板的穩定性可以用耗散能的集聚程度來反映。根據巷道地質條件及巖層賦存條件，通過FLAC3D數值模擬軟件建立數值模型，通過分析沿空巷道掘進期間采場耗散能比率的分布規律，來分析巷道底板破壞機理和變形破壞特征。在沿空巷道累計推進75m后，底板耗散能比率Rd分布規律如圖2所示。

圖2 煤層直接底耗散能比率分布規律

選取超前掘進迎頭15m，5m，0m及掘進迎頭后方5m，25m處共5條觀測線，通過數值模擬對5條觀測線的耗散能比率進行分析，并對掘進迎頭5m和掘進迎頭后方25m剖面進行出圖分析；研究煤柱及巷道底板耗散能比率變化規律，如圖3（a）、（b）所示。

圖3 各剖面耗散能比率（耗散能比率Rd為無量綱量）

掘進期間，承壓煤柱左側耗散能比率幾乎沒有變化，讓壓煤柱底板、沿空巷道、承壓煤柱右側耗散能比率變化較大。超前掘進頭5m，直接底巖層耗散能比率開始產生變化，在采空區25m范圍內，耗散能比率值都大于0.2；掘進迎頭，讓壓煤柱和沿空巷道的耗散能比率超過0.9，影響范圍也有所擴大，Rd=0.2等值線擴至沿空巷道左側4.6m處；掘進迎頭后方5m，Rd=0.2等值線擴至沿空巷道左側4.7m；滯后掘進迎頭25m時，巷道底板深處受耗散能比率影響范圍擴大，等值線在沿空巷道左側5.3m處到達最終穩定。

綜上可知，滯后迎頭25m至超前迎頭5m是巖層耗散能積聚影響的主要范圍。由于讓壓煤柱的變形使得其直接底破壞范圍逐布增加，同時，沿空巷道右底角處的變形破壞程度遠小于左側底角處。由此確定了底板的破壞的機理和主要影響范圍，通過采取相應的圍巖支護控制技術，保證底板巖層的穩定性。

3 底鼓控制技術及效果

3.1 底鼓控制技術

由數值模擬分析可知，要想對S1202瓦排巷底鼓進行有效控制，僅對底板采取措施是遠遠不夠的，巷道頂板、兩幫、底板是一個整體系統，對底板控制的同時也需要加強幫頂圍巖的穩定性；由數值模擬分析，還可以看出沿空巷道左側底角破壞程度大于右側底角，掘進迎頭后方25m范圍內破壞程度顯著，所以決定在巷道掘進期間對底板采用切槽處理，并加設底角錨桿支護。

1）巷內基本支護。布置Φ22mm×2400mm的高強讓壓錨桿，每排6根，間排距720×800mm，并鋪設4000mm×880mm的金屬網，材料選用40mm×40mm的10#鐵絲加工而成；

2）兩幫布置Φ22mm×2400mm的高強讓壓錨桿，每幫5根，間排距700mm×800mm，并鋪設3300mm×880mm的金屬網，材料選用40mm×40mm的10#鐵絲加工而成；頂板錨索采用Ф18.9×8300mm的預應力錨索，每排2根，間排距1600×800mm，錨索托盤采用300mm×300mm×12mm的碟形托盤，并配套讓壓管、鎖具、調心球墊等。

3）底板切槽設計。根據S1202瓦排巷實際情況，為保證底板的穩定性，對底板巖層使用松動炮進行破碎卸壓，松動爆破的碎石無須清理，而作為充填材料使用。通過實驗測出巷道直接底的抗拉強度為2.2Mpa，底板懸臂梁長度與底板爆破深度的關系為：

S1202瓦排巷寬3.8m，設松動爆破對稱于底板中線，水平方向長度為500mm，當爆破深度為t=2m時，底板巖梁最大懸臂長度L=1.72m，而實際長度為1.65m，此時可確保底板不會發生整體斷裂破壞。

4）底角錨桿支護。由第2章數值模擬可知在S1202巷承壓煤柱幫底角處變形量大于讓壓煤柱底角，所以首先對S1202巷承壓煤柱幫設置Φ22mm×2400mm的底角錨桿，距底板200mm，與水平方向成50°夾角，排距800mm。其次，在承壓煤柱和讓壓煤柱各設置2根Φ22mm×2400mm的底角錨桿，第一根錨桿距巷幫200mm，與垂直方向呈45°夾角，第二根錨桿與第一根錨桿間距為800mm，方向與底板垂直。

3.2 底鼓控制效果分析

為驗證底鼓控制效果，在工作面迎頭方向每隔4m布置礦壓監測站，對S1202巷道表面位移量和底板巖層位移量持續監測直至數據基本穩定，根據礦壓監測結果能夠得出巷道表面位移—距掘進迎頭距離和底板深基點位移—距掘進迎頭距離關系曲線如圖4所示。

掘進初始15天內，巷道表面圍巖變形較大，兩幫整體移近速度、底鼓速度、頂板下沉速度分別達到6mm/d、5mm/d、4mm/d；掘進 45 天后，巷道表面圍巖變形速度趨于穩定，兩幫累計移近量，底鼓量、頂板下沉量分別為117mm、83mm、131mm，且讓壓煤柱的位移量大于承壓煤柱幫位移量。在未采取控制措施前，兩幫累計移近量，底鼓量、頂板下沉量分別為706mm、355mm、143mm，通過前后對比可知，圍巖整體控制效果較為理想。

圖4 掘進期間礦壓監測結果

掘進應力調整期約為45天，在此期間內，底板在2m范圍內巖層的變形量呈線性增加趨勢，且底板在2.5m處巖層變形幅度遠小于2m范圍內巖層變形量；掘進應力穩定后，底板在2.5m處的巖層變形量為50mm，底板在2m內的巖層變形量約為100～120mm，底鼓控制效果顯著。

4 結 論

針對S1202瓦排巷底鼓情況，通過數值模擬對巷道底鼓破壞機理進行分析，得出底鼓主要影響范圍在掘進滯后迎頭25m至超前迎頭5m范圍內，提出錨桿（索）作為巷內基本支護，并采取“底板切槽+底角錨桿”的聯合底鼓控制技術來提高底板的穩定性，通過沿空掘巷的礦壓設備對巷道表面位移量和底板巖層位移量持續監測，可知該種支護手段能夠有效控制沿空掘巷底鼓。