極近距離煤層采空區下過煤柱回采巷道破壞特征及控制對策研究

谷 攀，李彥斌，李立功，韋慶亮，張 博

(1.中國礦業大學(北京)深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京 100083；2.太原理工大學 礦業工程學院，太原 030024)

煤礦企業在開采煤炭資源時，受礦井地質情況、煤層開采技術以及開采難易程度等方面的影響，會優先選擇易采煤層。近年來，隨著對煤炭資源需求量的不斷上升，易采煤層逐漸枯竭，這使得某些開采較為困難的煤層重新進入人們的視野，尤其是極近距離煤層的開采問題更是引起人們的重視[1-3]。極近距離煤層開采過程中，由于受上部煤層采動以及遺留煤柱集中應力影響，下部煤層在回采中巷道存在頂板裂隙發育、應力集中、變形量大、支護結構破壞嚴重等問題[4-8]。目前，國內外學者在極近距離煤層采空區回采巷道控制研究方面取得了一定的成果。王龍飛等[9]根據極近距離煤層間距的變化，提出了以錨桿錨索支護為主，U型棚支護為輔的聯合支護技術；朱潤生[10]針對極近距離煤層開采中煤層巷道頂板支護效果不理想問題，提出了巷道內錯式布置以及分段支護方式，取得了良好的效果；石增榮[11]通過對支護結構破壞進行分析研究，對相鄰工作面的兩巷道位置和支護方式的選取進行改進。然而，對于極近距離煤層回采巷道過煤柱時，回采巷道的變形破壞機制及控制對策方面的研究較少。因此，本文以新旺煤礦3101工作面運輸平巷為工程背景，分析運輸平巷過煤柱時的破壞特征及破壞機理，研究巷道過煤柱時頂板應力變化及分布的影響規律，提出采用錨網+錨注聯合支護技術，并對支護參數進行優化。通過工程實踐，驗證了支護方案的可行性，為解決類似工程條件下巷道控制問題提供理論依據。

1 工程背景

1.1 地質概況

新旺煤礦位于大同煤田北部的云崗礦區。井田2-2號煤層已采空，2-3號煤層未開采。計劃開采3號煤層，埋深為200 m，頂板巖層為細砂巖、粉砂巖，底板為粉砂巖、砂質泥巖。本礦地層平緩，3號煤層平均厚度為1.53 m.2-3號煤層平均厚度為0.92 m；2-2號煤層平均厚度為3.5 m.其中3號煤層距離2-2號煤層底板4.82 m，屬于極近距離煤層；2-2號煤層采用刀柱式方法開采，煤層空間關系如圖1所示。

1.2 運輸平巷頂板破壞特征

原始支護方式為錨網支護，如圖2所示。錨桿選用Φ18 mm×1 700 mm的左旋螺紋鋼，頂板間排距為800 mm×800 mm，兩幫間排距為600 mm×800 mm，端部錨固一般取0.3 m～0.4 m.預緊力為22 kN，錨桿托盤使用120 mm×120 mm×10 mm鼓形托盤，并在巷道頂板以及兩幫布置金屬網。

圖2 原始支護方案示意圖Fig.2 Diagram of original support scheme

由工程監測得知：3號煤層3101工作面運輸平巷過煤柱時頂板最大沉降量為580 mm，錨桿最大受力為100 kN.巷道變形特征表現為錨網破損出現大量漏洞，頂板錨桿拉伸破斷，多處錨桿托盤撕裂破壞，原支護方案在經過煤柱時無法滿足工程要求。

由圖3鉆孔窺視圖得知：距離頂板1.5 m處巖層破碎嚴重，孔壁完整性遭到破壞，部分巖體脫落；距離頂板2.5 m處的孔壁完整性遭到破壞，由于穿過2-3號煤層，碎落煤泥堵塞鉆孔；距離頂板3.5 m處巖層縱向裂隙發育明顯，孔壁出現整片縱向裂縫，裂隙的寬度不小于5 mm；距離頂板4.5 m處巖層局部裂隙發育錯亂，孔壁凹凸不平。綜合分析可得，3101工作面運輸平巷頂板整體穩定性很差。

1.3 巷道失穩機制分析

2-2號煤層工作面采用刀柱式回采，布置有許多煤柱，在3號煤層巷道掘進過程中，2-2號煤層遺留煤柱會對3號煤層頂板產生明顯的應力集中現象，當集中應力超出頂板巖層的極限承載強度后，頂板裂隙發育并相互貫通；且3號煤層頂板長期處于上煤層遺留煤柱的高集中應力下，巷道頂板節理裂隙更加發育，膠結程度較之前更差，頂板巖層變得松軟破碎，造成巷道圍巖的黏聚力與內摩擦角等力學參數不斷惡化，巷道圍巖失穩的概率大大增加，巷道極易發生失穩破壞。由于是在極近距離煤層下進行開采，已受到上煤層開掘擾動的3號煤層頂板極易產生裂隙甚至失穩破壞，且3號煤層運輸平巷支護密度較低，支護方式不合理，錨網支護無法從根本上解決頂板破碎問題，無法充分發揮支護結構的承載能力，也無法充分利用圍巖自身的承載能力。在上述不利因素的共同影響下，巷道圍巖極易失穩。

圖3 3號煤層頂板鉆孔窺視圖Fig.3 Peephole view of 3# coal seam roof

2 遺留煤柱對巷道圍巖變形破壞的影響規律

2.1 模型的建立

采用FLAC3D軟件對2-2號煤層工作面的開挖進行數值模擬，分析遺留煤柱下的運輸平巷應力分布以及塑性區狀態。建立FLAC3D數值計算模型，如圖4所示。模型尺寸：長×寬×高=130 m×50 m×57 m.煤巖體的力學參數如表1所示。模型頂部施加均布載荷5.0 MPa.模型兩側邊界及前后邊界均施加水平方向的位移約束，底部邊界施加垂直方向的位移約束。

2.2 遺留煤柱對下煤層頂板應力分布的影響

由圖5可知，2-2號煤層開采之后，在工作面煤壁以及遺留煤柱頂底板位置附近產生明顯應力集中現象。在煤柱正下方的位置，即3號煤層頂板的位置，處于應力增高的應力集中區，大小為9.0 MPa；在工作面采空區下方位置，出現了明顯的應力降低區，大小為4.0 MPa，此范圍內的工作面巷道頂板的應力也低于原巖應力。

圖4 數值計算模型Fig.4 Numerical calculation model

表1 煤巖體的力學參數Table 1 Mechanical parameters of coal and rock

圖5 2-2號煤層垂直應力分布圖Fig.5 Vertical stress of 2-2 coal seam

為了研究遺留煤柱對3號煤層3101運輸平巷的影響范圍，通過提取3101運輸平巷頂板的垂直應力，建立曲線。由圖6可知，在2-2號煤層遺留的區段煤柱影響下，3號煤層頂板巖層的應力分布呈擴展狀態，由煤柱中心向兩側采空區方向垂直應力逐漸降低，在穩定煤柱正下方是應力增高區，然后沿上部煤層采空區出現應力降低。煤柱中心正下方運輸平巷頂板的垂直應力最大值為9.3 MPa，應力集中現象明顯，在此位置范圍內需要加強支護。在距離煤柱中心0～9 m的范圍內，巷道處于垂直應力增高區，也應提高支護強度。在距離煤柱中心等于9 m的距離時，頂板垂直應力與原巖應力持平，如巷道變形不嚴重可繼續采用原始支護。

圖6 2-2煤柱下3號煤層頂板的垂直應力曲線Fig.6 Vertical stress curve of 3# coal seam roof under 2-2 coal pillar

2.3 運輸平巷過煤柱時巷道圍巖塑性區變化規律

圖7為3101工作面運輸平巷過煤柱時巷道圍巖塑性區分布。由圖7可知，3101工作面運輸平巷在經過2-2號煤層采空區，距離煤柱中心15 m時，采空區下3號煤層巷道頂板最大塑性區范圍為1.0 m，幫部的最大塑性區范圍為1.0 m；距離煤柱中心10 m時，頂板塑性區范圍為3.0 m，幫部塑性區為1.0 m；距離煤柱中心5 m時，頂板塑性區范圍為4.0 m，幫部塑性區為2.0 m；距離煤柱中心0 m時，可得3101工作面運輸平巷經過2-2號煤層遺留煤柱正下方時，最大塑性區范圍為5.0 m，幫部的塑性區范圍大致為3.0 m.

圖7 塑性區分布Fig.7 Plastic zone distribution

圖8為3101工作面運輸平巷距煤柱中心不同距離時巷道圍巖塑性區變化。由圖8可知，距離煤柱越近，塑性區范圍越大。這是因為距離煤柱中心越近，應力集中現象越明顯，因此出現距離煤柱中心越近，運輸平巷塑性區分布的范圍越大，巷道破壞越嚴重的問題。在運輸平巷過煤柱時應及時調整支護方案，加強支護以保持運輸平巷圍巖完整性。

圖8 不同煤柱距離下的塑性區范圍Fig.8 Range of plastic zone at different coal pillar distances

3 運輸平巷過煤柱時的支護機理以及控制對策

3.1 支護機理

由上述研究可得，2-2號煤層遺留煤柱會造成3號煤層頂板產生明顯的應力集中，塑性區范圍增大，進而造成頂板破碎嚴重。根據以上垂直應力分布以及塑性區分布結果，在提高原始支護的基礎上，增加注漿錨桿的聯合支護方案。將3號煤層至2-2號煤層的所有煤巖層作為薄層多層結構，錨注支護將薄層多層頂板膠結形成堅固整體結構。這樣就增大了頂板圍巖的黏聚力與內摩擦角，降低了頂板裂隙繼續發育概率，形成較為穩固的整體承載結構。因此，采用錨網+錨注聯合支護可以有效防止巷道頂板變形破碎。

3.2 控制對策

影響“錨網+錨注聯合支護”效果的關鍵因素是支護參數優化。主要包括注漿壓力(2.0～3.0 MPa)、漿液擴散半徑(1.0～1.5 m)、注漿錨桿間排距、錨注深度、注漿材料(水泥+水玻璃)等。

模擬過程如下：巖層賦值→應力平衡→運輸平巷開挖→不同支護參數設定→計算平衡。其中經錨注支護加固區域的圍巖采用錨注漿液的巖石力學參數進行模擬[12]。主要分析注漿錨桿間排距對圍巖最大變形量影響，模擬方案如下：1) 注漿錨桿排距固定，注漿錨桿間距為3 000 、2 000、1 000 mm時，模擬間距-位移分布特征；2) 注漿錨桿間排距固定，錨注深度為2.0、4.0、6.0 m時，分析錨注深度-變形量分布特征，從而確定最佳錨注參數。

3.2.1注漿錨桿間距對支護效果的影響

注漿錨桿間距對于圍巖變形的影響如圖9所示。由圖可知：錨桿間距由3 000 mm減小至1 000 mm的過程中，頂板、兩幫圍巖變形量由547、402 mm依次減少至340、186 mm，分別減少了31.1%、25.5%.可見，錨桿間距對于巷道各部分圍巖變形影響效果不同，注漿錨桿密度越大，圍巖變形量越小。

圖9 錨桿間距對巷道圍巖變形量曲線Fig.9 Curve of spacing distance between bolts and surrounding rock deformation

提高錨桿密度有利于提高極近距離煤層采空區運輸平巷過煤柱時圍巖的穩定性。但由于各種因素的限制，不能無限制地降低錨桿間排距來解決圍巖變形量大問題，根據錨桿間排距與巷道圍巖變形量曲線圖，間距控制在1 500～2 000 mm以內，效果良好。結合新旺煤礦實際生產地質條件，同時兼顧鉆孔擾動、施工速度、經濟成本等因素，最終確定采用注漿錨桿間距為2 000 mm，排距為2 000 mm的布置方式。

3.2.2錨注深度對支護效果的影響

由圖10可知，錨注深度由2.0 m增加到6.0 m時，頂板下沉量依次為327、306、295 mm，降幅分別為43.51%、47.23%、49.02%；兩幫收斂量依次為247、224、219 mm，降幅分別為38.07%、43.89%、45.25%.由以上規律可得，巷道圍巖各個位置的變形量隨錨注深度的增加而逐漸減小。其中錨注深度從2.0 m增長到4.0 m，圍巖變形量隨錨注深度的增加而顯著減小;但在錨注深度從4.0 m持續增長至6.0 m過程中，巷道圍巖變形量沒有出現顯著減少。但是錨注深度的增加將增大錨注施工成本，增加巖體中鉆孔難度，最終確定該支護體系的最佳錨注深度為4.0 m.

圖10 不同錨注深度與巷道圍巖變形量曲線Fig.10 Different anchor injection depth and deformation curve of surrounding rock of roadway

3.2.3巷道頂板支護方案

分析得知：在3101工作面運輸平巷過煤柱處在加強原支護方案的基礎上添加注漿錨桿，其中錨注深度定為4.0 m，能有效控制巷道頂板。

布置注漿錨桿的方式為：1) 巷道頂板位置打直徑28 mm的錨注孔，清孔之后布置中空螺旋注漿錨桿；2) 注漿錨桿尺寸為Φ25 mm×4 000 mm、間排距為2 000 mm×2 000 mm；3) 注漿漿液選用單水泥漿液、水灰比選定0.8、擴散半徑在1.2～1.5 m，初凝時間在10～15 min為宜；4) 注漿壓力的確定：

P0=KP.

(1)

式中：P0為注漿壓力，MPa；K為經驗系數；P為支護體強度，MPa.

根據國內類似礦山錨注經驗以及本礦運輸平巷頂板破壞特征，此次K的取值定為0.08～0.10，P取25 MPa.通過計算得出注漿壓力最大為2.5 MPa.布置錨桿完畢之后迅速封孔。連接注漿設備進行壓力注漿，其中壓力應從零開始緩慢上升，并最終控制在2.5 MPa，支護方案如圖11所示。

圖11 新支護方案示意圖Fig.11 New support scheme

3.3 支護效果對比分析

3.3.1豎直方向位移變化分析

3101運輸平巷經過煤柱正下方時，巷道圍巖變形量最大，故需解決此處的巷道大變形問題，從而保證運輸平巷各處的穩定性，如圖12(a)所示。通過分析采用原始支護方案后巷道頂板位移量可知，垂直方向位移主要集中在3號煤層頂板。巷道在采取原始支護方案以后，巷道頂板沉降量最大為519 mm，說明頂板變形情況嚴重。采取新的聯合支護方案后，如圖12(b)所示，巷道頂板沉降量最大為140 mm，與原始支護下頂板沉降量對比，頂板沉降量縮減了近75%。錨網+錨注聯合支護措施使巷道頂板下沉量大幅度減少，說明新支護方案可以有效地解決頂板變形的問題。

圖12 豎直方向位移對比Fig.12 Comparison of vertical displacement

3.3.2塑性區分析

原始支護條件下塑形區分布如圖13(a)所示。由圖可得采用原始支護方案后3號煤層頂板、幫部的最大塑性區范圍分別為5.0 m、3.0 m.說明在原始支護情況下，采空區遺留煤柱對3號煤層運輸平巷具有顯著的破壞作用。新支護條件下塑形區分布如圖13(b)所示。采取新支護方案下3號煤層巷道頂板、幫部的最大塑性區范圍分別為3.0 m、1.5 m.從塑性區分布看來，在采用新的支護方式之后，塑性區基本都在可控范圍之內，一定程度上降低了塑性區向上方發展的可能性，說明新的聯合支護方案可以有效解決頂板大變形問題。

圖13 塑性區分布對比Fig.13 Comparison of plastic zone distribution

4 工程實踐及效果分析

為了比較支護方案的工程應用效果，對新旺煤業3號煤層運輸平巷采用錨網+錨注聯合支護方案以及錨網支護方案，對巷道頂板圍巖變形情況進行監測，根據新舊支護方案的巷道位移監測數據，進行新舊支護方式的優劣對比。在3101工作面運輸平巷過煤柱時，分別采用新舊兩種支護方式，每段60 m，每隔20 m安排一個礦壓監測站，連續觀測30 d.

監測數據如圖14所示。原始支護條件下，前10 d內圍巖頂板下沉速率極大，最大變形速率為85 mm/d，累計變形量達530 mm；11～30 d時，巷道頂板下沉量仍在緩慢增加并趨于穩定，最終變形量為580 mm，無法滿足實際生產的需要。在選用新支護方案的情況下，前5 d內，巷道頂板位移變化量相對較小；從5 d到10 d，頂板變形量還在增長，最大變形速率為25 mm/d，但由于聯合支護作用，變形速率減小，累計變形量保持在120 mm左右；在第11 d后，頂板變形速率趨于穩定，頂板最終沉降量約為145 mm. 3號煤層運輸平巷頂板下沉量由580 mm下降為145 mm，縮減了近75%.采用新的支護方案可以有效控制頂板變形破壞問題，使得3號煤層運輸平巷頂板下沉量大大減少。

圖14 巷道頂板圍巖頂板收斂速度-時間曲線Fig.14 Convergence speed-time curve of tunnel roof and surrounding rock roof

圖15 巷道頂板下沉量-時間曲線Fig.15 Roadway sinking volume-time curve

5 結論

1) 通過對3號煤層巷道頂板礦壓觀測和窺視，得出了頂板的垂直應力在2-2煤柱中心下方為最大，圍巖的塑性區范圍也最大，在兩側采空區下方時呈下降趨勢的結論。

2) 通過對由2-2號煤層開采后遺留煤柱造成3號煤層頂板變形嚴重因素及破壞特征和規律地研究，提出了錨網+錨注聯合支護方式。

3) 通過理論分析、模擬研究，優化了支護參數，論證了錨網+錨注聯合支護方式的可行性。由工程實踐可知，聯合支護后巷道圍巖變形量減少了75%，圍巖最大收斂速率降低了71%，驗證了聯合支護技術可有效的控制圍巖變形，解決了極近距離煤層巷道支護的難題。