采動(dòng)影響下特厚煤層巷道圍巖支護(hù)技術(shù)

呂 坤

（1.煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司 安全分院，北京100013；2.煤炭資源高效開(kāi)采與潔凈利用國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室（煤炭科學(xué)研究總院），北京100013；3.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新123000）

我國(guó)厚煤層可采儲(chǔ)量約占全國(guó)總可采儲(chǔ)量的45%[1]。隨著煤礦開(kāi)采強(qiáng)度的增加，采動(dòng)影響越來(lái)越劇烈，特別是特厚煤層巷道，煤體自身圍巖強(qiáng)度相對(duì)較弱，頂煤和煤幫往往會(huì)出現(xiàn)大變形、支護(hù)體失效等現(xiàn)象，甚至發(fā)生冒頂事故，給煤礦生產(chǎn)帶來(lái)了巨大的安全問(wèn)題，嚴(yán)重制約著礦井的高產(chǎn)高效。

在特厚煤層巷道圍巖控制方面，專(zhuān)家學(xué)者做了大量的研究工作，王漢鵬等[2]通過(guò)模擬研究得到深部厚煤層回采巷道圍巖的破壞機(jī)制，針對(duì)性的提出了錨網(wǎng)帶與預(yù)應(yīng)力錨索梁耦合讓均壓的優(yōu)化支護(hù)方案和參數(shù)；張國(guó)鋒等[3]提出采用恒阻大變形錨桿初次支護(hù)和頂板加強(qiáng)、兩幫讓壓、底角加固的二次互補(bǔ)加強(qiáng)支護(hù)技術(shù)控制巨厚大地壓軟圍巖煤層回采巷道變形；任建喜等[4]分析了深埋特厚煤層采動(dòng)影響范圍以及對(duì)鄰近巷道的影響規(guī)律；于斌等[5]以大同礦區(qū)特厚煤層為工程背景，分析了巷道超前支護(hù)段的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)制；朱術(shù)云等[6]探究了兗州煤田興隆莊煤礦特厚煤層綜放開(kāi)采對(duì)底板巖層的破壞規(guī)律；蘭奕文等[7]詳細(xì)研究了特厚煤層強(qiáng)采動(dòng)巷道變形特征，提出了頂板全錨索控制系統(tǒng)；楊本生等[8]研究了厚煤層巷道底鼓機(jī)制及控制原理，提出了對(duì)厚煤層巷道底板進(jìn)行中、深部加固的治理思想控制底鼓；劉占斌等[9]研究了不連溝煤礦特厚煤層采動(dòng)影響下巷道圍巖的變形和破壞規(guī)律。

雖然專(zhuān)家學(xué)者對(duì)特厚煤層采動(dòng)巷道圍巖破壞規(guī)律與控制方面做了大量的研究[10-15]，但不同的工程地質(zhì)條件下采動(dòng)巷道圍巖破壞規(guī)律也不同，因此針對(duì)酸刺溝煤礦特厚煤層采動(dòng)巷道工程地質(zhì)條件，運(yùn)用理論分析、數(shù)值模擬和工程實(shí)踐相結(jié)合的方法對(duì)采動(dòng)巷道圍巖破壞特征展開(kāi)研究，提出特厚煤層巷道圍巖支護(hù)技術(shù)。

1 工程背景

酸刺溝煤礦6 上111 運(yùn)輸巷受到鄰近6 上109工作面與6 上111 工作面2 次開(kāi)采擾動(dòng)，煤柱寬度25 m，回采巷道具體位置示意圖如圖1。該區(qū)域6 上煤層平均厚度11 m，傾角0～2°，埋深180～280 m，平均230 m。煤層頂板主要為細(xì)粒砂巖、粗粒砂巖及中粒砂巖等，底板主要為泥巖、細(xì)粒砂巖、粗粒砂巖等。

圖1 回采巷道位置示意圖Fig.1 Location diagram of mining roadway

2 采動(dòng)應(yīng)力演化規(guī)律

回采巷道的破壞與開(kāi)采擾動(dòng)密切相關(guān)，采動(dòng)影響是回采巷道圍巖破壞的關(guān)鍵因素，弄清采動(dòng)應(yīng)力的演化規(guī)律對(duì)巷道布置與支護(hù)設(shè)計(jì)具有重要作用[16-17]。以酸刺溝煤礦6 上109、6 上111 工作面為工程背景，通過(guò)FLAC3D模擬分析一次、二次采動(dòng)應(yīng)力場(chǎng)的演化規(guī)律。

模型尺寸：700 m×600 m×158 m（x×y×z），x 方向?yàn)楣ぷ髅鎯A向，y 為工作面走向。模型上方施加2.75 MPa 垂直應(yīng)力，x、y 方向水平應(yīng)力分別為垂直應(yīng)力的1.3 和1.2 倍，模型四周和下方均采用位移固定邊界，采用摩爾-庫(kù)侖本構(gòu)關(guān)系。煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)Table1 Physical and mechanical parameters of coal and rock strata

6 上109 工作面推采后，6 上111 運(yùn)輸巷一次采動(dòng)影響下巷道圍巖主應(yīng)力分布特征如圖2。

圖2 一次采動(dòng)影響下巷道圍巖主應(yīng)力分布特征Fig.2 The main stress distribution characteristics of the roadway surrounding rock under the influence of primary mining

由圖2 可知，巷道圍巖主應(yīng)力隨著工作面的推進(jìn)逐漸增大最后趨于穩(wěn)定，具體表現(xiàn)為：工作面前方90 m 至后方50 m，最大主應(yīng)力6.58～9.43 MPa，與原巖應(yīng)力相比，應(yīng)力增加系數(shù)1.04～1.49，主應(yīng)力變化不大；工作面后方50～350 m，最大主應(yīng)力9.43～13.67 MPa，應(yīng)力增加系數(shù)1.49～2.16，主應(yīng)力變化較大，工作面后方350 m 以外主應(yīng)力趨于穩(wěn)定。

6 上111 工作面開(kāi)采后，6 上111 運(yùn)輸巷二次采動(dòng)影響下巷道圍巖主應(yīng)力分布特征如圖3。

圖3 二次采動(dòng)影響下巷道圍巖主應(yīng)力分布特征Fig.3 The main stress distribution characteristics of the roadway surrounding rock under the influence of secondary mining

由圖3 分析可知，隨著與工作面距離的增大，巷道圍巖主應(yīng)力先減小后趨于穩(wěn)定，具體表現(xiàn)為：工作面前方0～40 m，最大主應(yīng)力17.03～15.17 MPa，與一次采動(dòng)應(yīng)力相比，應(yīng)力增加系數(shù)1.25～1.11，應(yīng)力影響較大；工作面前方40～130 m，最大主應(yīng)力為15.17～13.68 MPa，應(yīng)力增加系數(shù)1.11～1.00，主應(yīng)力變化不大逐漸趨于穩(wěn)定。

3 采動(dòng)影響下特厚煤層巷道圍巖破壞機(jī)理

3.1 理論分析

力學(xué)模型如圖4。

圖4 力學(xué)模型Fig.4 Mechanical model

根據(jù)蝶形塑性區(qū)理論的相關(guān)成果[10-12]，得出了非等壓條件下圓形巷道圍巖塑性區(qū)邊界方程：

式中：r 為塑性區(qū)半徑，m；a 為巷道半徑，m；p1，p3為區(qū)域應(yīng)力場(chǎng)最大主應(yīng)力、最小主應(yīng)力，MPa；C為圍巖黏聚力，MPa；φ 為圍巖內(nèi)摩擦角，（°）；θ 為任意方向與水平軸夾角，（°）；α 為最大主應(yīng)力與豎直方向的夾角，（°）。

將數(shù)值模擬中的采動(dòng)應(yīng)力代入公式計(jì)算，得出的采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)分布特征如圖5 和圖6。

圖5 一次采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)分布特征Fig.5 Plastic zone distribution characteristics of surrounding rock under the influence of primary mining

由圖5 分析可知，一次采動(dòng)影響下，隨著工作面的推進(jìn)，塑性區(qū)先增大后趨于穩(wěn)定。超前工作面區(qū)域塑性區(qū)變化不大，塑性區(qū)主要表現(xiàn)為滯后影響，工作面后方300 m 以外，塑性區(qū)基本區(qū)域穩(wěn)定。

由圖6 分析可知，二次采動(dòng)影響下，巷道超前區(qū)域塑性區(qū)先減小后趨于穩(wěn)定。超前工作面30 m 范圍塑性區(qū)較大，隨后逐漸減小并趨于穩(wěn)定。

3.2 數(shù)值模擬分析

3.2.1 掘進(jìn)期間巷道破壞特征

圖6 二次采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)分布特征Fig.6 Plastic zone distribution characteristics of surrounding rock under the influence of secondary mining

巷道開(kāi)挖后，周邊圍巖應(yīng)力重新分布，當(dāng)圍巖應(yīng)力高于圍巖強(qiáng)度時(shí)，將發(fā)生塑性破壞，巷道圍巖周邊將出現(xiàn)塑性區(qū)。巷道開(kāi)挖后圍巖塑性區(qū)范圍如圖7。

由圖7 可知，6 上111 運(yùn)輸巷開(kāi)挖后圍巖發(fā)生小范圍的塑性破壞，頂板和兩幫塑性區(qū)0.5 m，底板基本不發(fā)生塑性破壞；巷道掘出后基本不發(fā)生破壞，掘進(jìn)對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性影響不大。

3.2.2 一次采動(dòng)期間巷道破壞特征

6 上111 運(yùn)輸巷開(kāi)挖穩(wěn)定后，受鄰近6 上109工作面的開(kāi)采影響，巷道圍巖應(yīng)力又重新調(diào)整，加劇了圍巖塑性區(qū)的擴(kuò)展。一次采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)范圍如圖8。

圖8 一次采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)范圍Fig.8 Plastic zone of surrounding rock under the influence of primary mining

由圖8 分析可知，6 上109 工作面超前區(qū)域巷 道圍巖塑性區(qū)范圍不發(fā)生變化；工作面后方50 m處，頂板和兩幫塑性區(qū)開(kāi)始擴(kuò)展，塑性破壞深度由0.5 m 增加到1.0 m，底板塑性區(qū)沒(méi)有增大；工作面后方100 m 處，頂板和煤柱幫塑性區(qū)由1.0 m 增加到1.5 m，開(kāi)采幫塑性區(qū)深度不變，范圍增大，底板塑性區(qū)不變；工作面后方150 m 處，頂板和煤柱幫塑性區(qū)范圍增大，開(kāi)采幫塑性區(qū)由1.0 m 增加到1.5 m，底板塑性區(qū)不變；工作面后方200 m 處，頂板塑性區(qū)增大到2.0 m，兩幫和底板塑性區(qū)不變；工作面后方250 m 處，頂板和開(kāi)采幫塑性區(qū)范圍略微增大，煤柱幫和底板塑性區(qū)幾乎不變；工作面后方300 m 處，開(kāi)采幫塑性區(qū)范圍增大，頂?shù)装迮c煤柱幫塑性區(qū)不變；工作面后方隨著距離的繼續(xù)增加，巷道圍巖塑性區(qū)基本保持穩(wěn)定，不再擴(kuò)展。由此可知，受一次采動(dòng)影響后，6 上111 運(yùn)輸巷受工作面超前影響不大，主要表現(xiàn)為滯后影響；工作面后方50 m 處巷道圍巖塑性破壞開(kāi)始加劇，工作面后方300 m 以后，巷道圍巖塑性基本保持不變。

3.2.3 二次采動(dòng)影響期間巷道破壞特征

6 上111 工作面開(kāi)采后，6 上111 運(yùn)輸巷受到二次采動(dòng)影響，巷道圍巖應(yīng)力發(fā)生改變，圍巖塑性區(qū)繼續(xù)擴(kuò)展。二次采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)范圍如圖9。

圖9 二次采動(dòng)影響下巷道圍巖塑性區(qū)范圍Fig.9 Plastic zone of surrounding rock under the influence of secondary mining

由圖9 分析可知，工作面處巷道圍巖塑性區(qū)破壞范圍大，頂板最大塑性區(qū)深度可達(dá)7.5 m，煤柱幫最大塑性區(qū)深度3.0 m，底板最大塑性區(qū)深度2.0 m；工作面前方10 m 處，頂板塑性區(qū)深度2.5 m，兩幫塑性區(qū)深度2.0 m，底板塑性區(qū)深度1.0 m；工作面前方20 m 處，頂板塑性區(qū)深度2.0 m，兩幫塑性區(qū)深度2.0 m，底板塑性區(qū)深度0.5 m；工作面前方30 m 處，頂板塑性區(qū)深度2.0 m，開(kāi)采幫塑性區(qū)深度1.5 m，煤柱幫塑性區(qū)深度2.0 m，底板塑性區(qū)深度0.5 m；工作面前方50 m 處，頂板塑性區(qū)深度2.0 m，兩幫塑性區(qū)深度1.5 m，底板幾乎無(wú)塑性區(qū)；隨著距離的增大，巷道圍巖塑性區(qū)基本保持不變。由此可知，受二次采動(dòng)影響后，6 上111 運(yùn)輸巷超前工作面30 m 范圍影響劇烈，30 m 以外范圍影響較小，塑性區(qū)基本保持不變。

4 采動(dòng)影響下特厚煤層巷道分次支護(hù)技術(shù)

根據(jù)6 上111 運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)特征，提出了特厚煤層巷道分次支護(hù)技術(shù)：第1 次采用錨桿、錨索、錨網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)；第2 次采用錨索與鋼帶補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)；第3 次采用高強(qiáng)單體液壓支柱超前支護(hù)。巷道支護(hù)方案如圖10。

掘進(jìn)期間，頂板采用φ20 mm×2 200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1000 mm；采用φ17.8 mm×6 500 mm 錨索，間排距2 000 mm×2 000 mm。煤柱幫采用φ20 mm×2 200 mm 左旋螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm。開(kāi)采幫采用φ20 mm×2000 mm 玻璃鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm。受一次采動(dòng)后，頂板每排補(bǔ)打2 根φ21.6 mm×8 500 mm 錨索，加3.7 mπ 型鋼帶，排距2 m。二次采動(dòng)工作面前方10 m 范圍采用單體液壓支柱+鋼梁支護(hù)，超前20～30 m 范圍內(nèi)打兩排單體液壓支柱，柱距1 m，2 排單體分別距正幫1 m、副幫0.5 m。

圖10 巷道支護(hù)方案Fig.10 Roadway support scheme

5 工程實(shí)踐

為了驗(yàn)證巷道支護(hù)參數(shù)的合理性，在6 上111運(yùn)輸巷進(jìn)行了工程實(shí)踐，并進(jìn)行了深基點(diǎn)位移和錨索工作阻力監(jiān)測(cè)。一次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板位移監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)如11。

圖11 一次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板位移監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)Fig.11 Roof displacement monitoring curves of test roadway under the influence of primary mining

由圖11 分析可知，監(jiān)測(cè)點(diǎn)位于在6 上109 工作面前方140 m 處，隨著工作面的推進(jìn)，頂板位移先增大后趨于穩(wěn)定，當(dāng)距離工作面300 m 左右，頂板位移保持不變。監(jiān)測(cè)期間，總位移量61mm，其中，0～1 m 范圍位移量39 mm，1～2.2 m 范圍位移量20 mm，2.2～5 m 范圍位移量2 mm，5～8 m 范圍位移量0 mm，頂板位移主要集中在0～2.2 m 范圍內(nèi)，巷道整體變形量較小。

一次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板錨索工作阻力監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)如圖12。

圖12 一次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板錨索工作阻力監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)Fig.12 Monitoring curves of roof anchor cable working resistance of test roadway under the influence of primary mining

由圖12 分析可知，監(jiān)測(cè)點(diǎn)位于6 上109 工作面前方140 m 處，隨著工作面的推進(jìn)，錨索工作阻力呈“增大-平穩(wěn)”趨勢(shì)，當(dāng)距離工作面約300 m 時(shí)，錨索支護(hù)阻力保持不變，最大值為190 kN。

二次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板位移監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)如圖13。

圖13 二次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板位移監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)Fig.13 Roof displacement monitoring curves of test roadway under the influence of secondary mining

由圖13 分析可知，測(cè)點(diǎn)布置在6 上111 工作面前方145 m 處，隨著工作面的推進(jìn)，頂板呈增大趨勢(shì)，當(dāng)距離工作面35 m 時(shí)，位移量迅速增加。監(jiān)測(cè)期間，總位移量313 mm，其中，0～1 m 范圍位移量133 mm，1～2.2 m 范圍位移量96 mm，2.2～5 m 范圍位移量55 mm，5～8 m 范圍位移量29 mm，頂板位移主要集中在0～5 m 范圍內(nèi)，巷道變形較為嚴(yán)重，但未發(fā)生冒頂事故。

二次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板錨索工作阻力監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)如圖14。

圖14 二次采動(dòng)影響下試驗(yàn)巷道頂板錨索工作阻力監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)Fig.14 Monitoring curves of roof anchor cable working resistance of test roadway under the influence of secondary mining

由圖14 分析可知，監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置在6 上111 工作面前方140 m 處，隨著工作面的推進(jìn)，錨索工作阻力呈增大趨勢(shì)，當(dāng)距離工作面30 m 時(shí)，錨索支護(hù)阻力開(kāi)始大幅度增加，最大值為273 kN。

6 結(jié) 語(yǔ)

1）受一次采動(dòng)影響后，特厚煤層巷道采動(dòng)應(yīng)力隨工作面的推進(jìn)逐漸增大最后趨于穩(wěn)定，工作面后方50～350 m，最大主應(yīng)力明顯增加，應(yīng)力增加系數(shù)1.49～2.16；受二次采動(dòng)影響后，采動(dòng)應(yīng)力隨著工作面的推進(jìn)逐漸減小最后趨于穩(wěn)定，工作面前方0～40 m，最大主應(yīng)力增加系數(shù)1.25～1.11，應(yīng)力影響較大。

2）揭示了采動(dòng)影響下特厚煤層巷道圍巖破壞機(jī)理，一次采動(dòng)影響下，巷道圍巖變形破壞表現(xiàn)為滯后工作面顯現(xiàn)，距離工作面300 m 處，巷道基本趨于穩(wěn)定；二次采動(dòng)影響下，超前工作面30 m 范圍巷道變形破壞最為嚴(yán)重。

3）提出了采動(dòng)影響下特厚煤層巷道分次支護(hù)技術(shù)，并進(jìn)行了工程實(shí)踐。結(jié)果表明：采動(dòng)影響下，該支護(hù)能夠保持圍巖穩(wěn)定，未發(fā)生冒頂與錨桿、錨索破斷顯現(xiàn)。