基于松動圈測試的迎采動巷道圍巖控制技術研究

王夏南

（長治三元中能煤業有限公司，山西長治046600）

0 引言

工作面開采過程中會對周圍巖體產生強烈的擾動作用，等圍巖穩定后再對相鄰巷道進行掘進[1]。但在實際生產過程中面臨生產效率低、巷道掘進慢等問題，回采和掘進同時進行，掘進巷道受上個工作面的采動影響，使巷道發生變形破壞，維護困難[2-3]。目前多通過留煤柱來減弱回采對相鄰巷道的影響，但巷道依舊受到較大破壞，因此分析迎采動巷道圍巖變形機理、建立圍巖控制理論十分重要。本文基于松動圈測試方法對迎采動巷道圍巖破壞機理進行分析，通過數值模擬研究巷道掘進、相鄰工作面回采、本工作面回采期間的圍巖變形特征，從而提出迎采動影響下巷道圍巖控制技術。

1 工程概況

某礦1203工作面隸屬2號煤層，煤厚1.60 m～3.65 m，煤層結構簡單，全區穩定可采。1203膠帶順槽處于掘進中，毗鄰1201 工作面，如圖1 所示。1203 膠帶順槽頂底板巖層分布情況如圖2所示。通過巖石實驗力學參數測試，結果見表1。

圖1 工作面巷道關系圖

圖2 工作面頂底板柱狀圖

表1 1203工作面頂底板巖層力學特性

1203膠帶順槽原采用錨桿+錨索+金屬網+托盤聯合支護，但受1201 工作面回采影響，巷道頂板出現冒頂現象，加大了巷道支護難度。

2 1203膠帶順槽松動圈測試研究

1203膠帶順槽掘進后，打破了原巖應力的平衡狀態，圍巖應力重新分布，在一定范圍內出現應力集中現象，當應力達到峰值后，對巷道周圍的煤巖產生破壞，產生裂隙從而形成松動圈。為了掌握巷道圍巖松動圈范圍，進行松動圈測試。

2.1 測試方案

（1）測站布置

為綜合反映1203 膠帶順槽圍巖的松動圈特征，在巷道中共布置3 個測站，編號為4、5、6。測站布置如圖3所示。

圖3 松動圈測站布置圖

（2）鉆孔布置

在測站的頂底板與兩幫中心打4 個鉆孔，頂底板鉆孔垂向鉆進，兩幫鉆孔水平偏下成10°～15°夾角，孔深2 m，孔徑38 mm。

（3）測試過程

采用單孔測試法，將超聲波無損檢測分析儀連接探頭通電預熱后，用推桿將探頭送入孔底，然后拉動推桿將探頭向外移動，每移動10 cm 記錄一次讀數，直到孔口為止。

2.2 測試結果分析

表2 為1203 膠帶順槽的圍巖松動圈范圍，該結果表明，巷道在掘進過程中，受到相鄰工作面回采影響，巷道圍巖淺部比較破碎，破壞變形主要集中在頂板與兩幫，底板破壞程度較低。基于此結果，1203 膠帶順槽圍巖屬于Ⅳ類不穩定巷道。

3 迎采巷道圍巖變形特征數值模擬分析

為了對迎采動巷道圍巖變形有清晰的認識，采用FLAC3D數值模擬對巷道掘進期間、相鄰工作面回采期間、本工作面回采期間有無支護條件的圍巖情況進行模擬。因為原有支護時巷道變形較大，因此數值模擬中對巷道支護方式進行優化，頂錨桿由原來的? 18×1 800 mm 改為? 20×2 400 mm，煤柱幫錨桿由原來的? 16×1 600 mm改為? 18×2 000 mm，實體煤幫錨桿由原來的? 18×1 800 mm改為? 20×2 000 mm，錨索由原來的? 17.8×5 500 mm改為? 17.8×7 500 mm。錨桿間排距為900 mm×900 mm，錨索間排距為1 800 mm×1 800 mm。

3.1 模型構建

模型巷道位置如圖4 所示，膠帶順槽與軌道順槽均為矩形斷面，膠帶順槽為5 m×3 m，軌道順槽為4.5 m×3 m，1203工作面寬度180 m，1203軌道順槽與回風順槽相距28 m，取1201工作面長度75 m，1205工作面取90 m，1203膠帶順槽與1201工作面之間的煤柱寬度取22 m，可得模型長度404.5 m；2 號煤厚2.80 m，頂板48.20 m，底板24.30 m；工作面推進距離為200 m，模型的長×寬×高為404.5 m×200 m×75.3 m。模型四周與底部均為固定條件，頂部施加載荷以代替覆巖的壓力。模型劃分261 300個單元，279 888個節點。

圖4 巷道布置示意圖

建立數值模擬模型，進行初始應力平衡計算，隨后開始相應的回采。第一步，掘進工作面的各巷道，隨之采用相應的支護方案進行計算至平衡；第二步，模擬工作面回采，將每一次的回采距離對各巷道圍巖穩定性的影響進行記錄。注意在下一次掘進前必須保證上一次的掘進已經進行至平衡。由于回采過程中頂板垮落，采空區冒落矸石對上覆巖層起到了一定的支撐作用，因此在采空區充填具有碎脹系數及力學特征的彈性材料。在全部模擬過程中，記錄數值分析的結果及監測各巷道的圍巖變形情況。

3.2 計算結果及其分析

（1）巷道掘進期間

表3 為有無支護時1203 膠帶順槽圍巖變形量，從表3 可知，在有支護時頂底板移近量由無支護時的122.05 mm減小到28.60 mm，兩幫移近量由410.10 mm減小到78.24 mm，錨桿錨固范圍頂板離層量為2.45 mm，錨索錨固范圍頂板離層量為3.44 mm，頂板錨固范圍總離層量為5.89 mm，由此可知，有支護時，圍巖變形量大幅減小，在受到采動影響前是穩定的。

表3 有無支護時1203膠帶順槽掘進圍巖變形量

（2）相鄰工作面回采期間

圖5是有無支護條件下1203膠帶順槽巷道圍巖的變形量曲線圖，無支護時，隨著相鄰工作面的回采，頂底板移進量由122.05 mm增至194.29 mm，兩幫移近量由410.4 mm 增至562.4 mm，進行支護后，頂底板移近量由28.6 mm增至58.28 mm，兩幫移近量由78.0 mm增至129.5 mm。圖6為有支護巷道頂板離層量隨工作面至測點距離的變化曲線圖，由圖可知有支護時頂板離層量基本無變化，說明支護系統處于良好的承載狀態。圖7、圖8為巷道在有無支護時巷道圍巖屈服破壞圖，對比可知，支護后1203 膠帶順槽的圍巖破壞區域明顯減少。

圖5 相鄰工作面回采期間巷道圍巖變形曲線圖

圖6 巷道頂板離層量隨工作面至測點距離的變化曲線圖

圖7 膠帶順槽無支護時隨相鄰工作面煤壁至測點距離的圍巖破壞特征

圖8 膠帶順槽有支護時隨相鄰工作面煤壁至測點距離的圍巖破壞特征

根據上述數值模擬結果，1203膠帶順槽在掘進期間的塑性區與圍巖變形量較小，但受相鄰工作面和本工作面回采影響，塑性區范圍與圍巖變形量均顯著增加，并且巷道在煤柱幫受到的破壞影響要大于實體煤幫。該結果表明迎采動巷道在相鄰工作面動壓影響下，煤柱幫率先破壞，導致巷道圍巖受力不均，巷道穩定性變差。對比1203膠帶順槽加入支護系統后，圍巖有了明顯改善，采用優化后的支護系統，巷道穩定性明顯提升。

4 現場應用

根據上述分析結果，迎采動巷道兩幫的破壞程度不同，優化支護方案如下：

頂板支護為：? 20×2 400 mm 的高強度螺紋鋼錨桿，間排距均為900 mm；? 17.8×7 500 mm的鋼絞線錨索，間排距均為1 800 mm。

兩幫支護：實體煤幫采用? 20×2 000 mm 玻璃鋼錨桿，煤柱幫采用? 18×2 000 mm高強度螺紋鋼錨桿，支護密度相同，間排距1 100 mm×900 mm，如圖9 所示。

采用優化后的支護方案后，經長期巷道圍巖觀測結果可知，巷道圍巖變形幅度小，支護效果明顯提高。

圖9 巷道支護布置圖

5 結論

本文對迎采動巷道圍巖控制技術進行了研究，結論如下：

（1）采用松動圈測試方法，對1203 迎采動巷道圍巖松動圈進行了測試。1203 膠帶順槽頂底板和兩幫的松動圈平均深度為0.95 m、0.08 m、0.55 m和0.30 m，圍巖淺部比較破碎，變形破壞主要集中在頂板與兩幫，底板破壞程度較低。基于此結果，1203膠帶順槽圍巖條件屬于Ⅳ類不穩定巷道。

（2）通過數值模擬分析了1203迎采動巷道在不同時期的塑性區與圍巖變形量。巷道受相鄰工作面和本工作面回采動壓影響，塑性區與圍巖變形量均出現顯著性增大，巷道煤柱幫受到的破壞要大于實體煤幫。該結果表明迎采動巷道在相鄰工作面回采擾動下，煤柱幫率先出現破壞，導致巷道圍巖受力不均，巷道穩定性差。

（3）基于松動圈測試與數值模擬結果，對1203 膠帶順槽支護方案進行了優化，采用錨桿+金屬網+鋼筋梯子梁+錨索聯合支護，巷道兩幫破壞擾動存在差異，因此采用不同的支護參數。采用優化后的支護方案后，經長期巷道圍巖觀測結果可知，巷道圍巖變形幅度小，支護效果明顯提高。