強動壓沿空煤巷圍巖控制技術

劉 超，翟春佳，薛鵬飛

(陜西小保當礦業有限公司，陜西 榆林 719000)

0 引言

近年來，隨著煤礦開采技術的不斷進步，對于厚煤層的開采設備逐漸向大型化、集成自動化方向發展，與之相匹配的采掘巷道也趨向大斷面和全煤化[1]。同時，對于大采高工作面巷道布置而言，為了提高資源回采率并有效緩解接續緊張的問題，通常采用雙巷布置形式。然而在這種巷道布置方式下，受重復采動影響沿空巷道圍巖極易破碎失穩，煤巷整體穩定性大大降低，增加巷道的維護難度[2-3]。

柏建彪等[4-5]根據沿空巷道圍巖的結構特點，構建了沿空巷道基本頂大結構和巷道圍巖小結構的力學模型，并闡明其穩定性原理；何富連等[6-7]在分析強采動破碎煤巷破壞機理的基礎上，提出了大斷面強采動影響下高預應力桁架錨索支護系統，取得較好的控制效果。惠功領等[8]多種先進的手段研究了不同支護結構下強動壓沿空煤巷的變形演化規律。袁越等[9]基于深部動壓煤巷的大變形失穩特征，深刻揭示了深部動壓巷道塑性區形態演化規律。文中以小保當一號煤礦112202回風順槽為研究對象，在總結強動壓沿空煤巷礦壓顯現特征的基礎上，分析了重復采動影響下沿空煤巷基本頂結構狀態的變化規律，提出了強動壓沿空煤巷圍巖控制的關鍵技術，并設計出合理的補強支護方案。

1 工程背景概況

1.1 綜采工作面地質條件

小保當一號煤礦地處榆神礦區中心地帶，主采煤層2-2煤為全區最厚的煤層，煤厚平均6.1 m，平均傾角1°，埋深為313～400 m。112202綜采工作面東部與112201采空區相鄰，西部為已開掘完畢尚未回采的112203工作面，北部連接11盤區大巷，工作面布置如圖1所示。112202回風順槽沿2-2煤層底板掘進，巷道寬5 200 mm，高4 100 mm。

圖1 112202工作面布置

1.2 112202回風順槽礦壓顯現特征

在112202工作面推進過程中，回風順槽主要起著通風、排水的作用。受112201采空區側向支承壓力與本工作面超前壓力的疊加影響，112202工作面超前段回風順槽礦壓顯現劇烈、巷道淺部圍巖破碎嚴重。如圖2所示，112202回風順槽在工作面超前影響下頂板來壓顯著，鋼帶彎曲變形，兩幫外鼓，并伴隨著底鼓現象，這對巷道的正常使用造成了較大的隱患。

圖2 112202回風順槽破壞情況

2 重復采動影響基本頂斷裂力學分析

2.1 一次采動影響基本頂斷裂

在一次采動時，基本頂破斷形成鉸接結構，煤柱主要承受巖塊A和關鍵塊B對煤柱的壓力FA、FB。經現場鉆孔窺視得到，基本頂斷裂線位于煤柱靠近采空區側彈性區和塑性區分界范圍內。關鍵塊B在開采過后回轉失穩并與采空區矸石接觸，矸石對巖塊B的作用力為F0，如圖3所示。

圖3 一次采動后基本頂斷裂力學模型

巖塊B對煤柱的分布載荷為

(1)

式中，d為采空區側煤柱頂部各點與鉸接點的水平距離；d1為采空區側煤柱幫到鉸接點的水平距離；E0為煤柱的彈性模量；θ為巖塊B的回轉角；m為煤層厚度。

對式(1)積分可得一次采動后巖塊B對煤柱的垂直作用力為

(2)

在巖塊A在基本頂破斷之后，巷道側煤柱變形較小，可認為A點撓度ωA=0，則一次采動后巖塊A對煤柱的垂直作用力為

(3)

式中，q為上覆巖層的均布載荷；L2為巖塊A的長度；d2為煤柱幫到鉸接點的水平距離。

由式(2)、(3)可以得出一次采動后煤柱受力為

(4)

2.2 重復采動影響基本頂二次斷裂

在二次采動影響下，疊加應力必然會使基本頂發生二次破斷，即圖3中巖塊A的斷裂，破斷后的關鍵塊A與實體煤頂部鉸接于O，形成雙“鉸鏈”結構，其力學模型如圖4所示。

圖4 二次采動后基本頂斷裂力學模型

使x為水平方向，y為垂直方向，據平衡條件

(5)

可得二次回采時巖塊A在煤柱上的作用力為

(6)

式中，θA為巖塊A的破斷回轉角；TBA為巖塊B、A之間的水平推力；L2為巖塊B的長度。

由圖4可知，二次回采前煤柱穩定期間任意長度l的彎矩公式為

(7)

因此，煤柱側受超前支承壓力作用彎矩為

(8)

式中，K為平衡后超前支承壓力影響系數。

(9)

式中，θB為巖塊B的破斷回轉角。

由圖4易得L1遠大于s-sB，故θB≈θ，則FB″≈FB′。因此基本頂二次破斷后煤柱所受垂直作用力F″=FA″+FB″>F′。

可以得出，基本頂二次破斷后煤柱所受垂直作用力大增，同時煤柱水平推力也隨之增大，導致巷道圍巖變形更加劇烈。

3 強動壓煤巷圍巖控制關鍵技術

3.1 破碎頂板柔性支護技術

強動壓煤巷顯著特點是應力集中程度高、頂板破碎易離層。而控制頂板離層和彎曲下沉最有成效的方法即采用破碎頂板柔性支護技術[10]，其突出優勢在于預應力桁架能有效提高淺部巖體的力學性能，改變錨固體力學狀態，從而阻止頂板圍巖裂隙發展和離層的出現。

破碎頂板柔性支護技術充分利用了圍巖的自承能力，調動深部堅固巖體的穩定性，整體提高錨固區域圍巖的抗剪強度和抗壓強度，抑制頂板巖層的順序脫落和離層。其作用原理如圖5所示。

圖5 破碎頂板柔性支護技術原理

3.2 煤柱幫位移限制補強控制技術

強動壓下沿空煤巷圍巖失穩機制表明，巷道圍巖變形失穩破壞是一個漸進的過程，先是從某一個強度較弱的單元或部位產生破壞，然后逐漸進展到圍巖的整體結構平衡狀態被破壞[11]。正由于巖體內部分布的不均勻性和構造應力的方向性，巷道圍巖內部的薄弱單元將作為應力集中與能量積聚的突破口，牽一發而動全身，進而會對巷道圍巖的整體穩定性帶來極大挑戰，產生巨大的安全隱患。因此，強動壓煤巷圍巖控制設計的關鍵在于提高巷道支護結構的整體性，限制薄弱部位的變形量，從而達到支護體系的穩定。

3.2.1 小孔徑預應力短錨索

研究表明，在相同的錨索預應力水平下，錨索長度與錨索預應力作用效果并不呈明顯正比關系，主動支護性能較差，同時，長8 m以上的錨索對中間部分作用效果已經微乎其微，基本上無法有效控制頂板離層[12]。因此，在特定預應力狀態下，短錨索的支護效果遠優于長錨索，并適當加大錨索的預應力，可以最大化錨索的主動支護性能。

小孔徑預應力短錨索加強支護形式主要包括：①錨索有效加固范圍控制在4～8 m；②預緊力施加范圍控制在120～200 kN；③著重于錨索內錨固段處理，錨固性能良好。

3.2.2 豎向桁架錨索整體強化技術

相比于單體錨索與巷道圍巖的點接觸而言，豎向桁架錨索的連接鋼梁與煤幫呈面接觸，使得作用面積大增，淺部破碎圍巖受力形成整體結構，同時錨索作用點位于深部穩定煤體中，增加了支護結構的穩定性。

豎向桁架錨索錨固點位于煤柱幫頂底角，桁架產生豎向均布載荷，形成“梁”結構直接作用于淺部煤幫，抑制巷道圍巖外擴變形，應對強動壓下沿空巷道圍巖大變形的技術難題。

4 強動壓沿空巷道圍巖控制方案與工程實效

4.1 112202回風順槽圍巖控制方案

對于受二次采動超前支承壓力影響的112202回風順槽，采用“強護表，提預緊，深固根，結構穩”的支護原則進行針對性補強支護，支護方案如圖6所示。

圖6 強動壓沿空煤巷圍巖補強支護方案

頂板：錨索間排距為1 700 mm×1 000 mm，規格為φ21.6 mm×8 300 mm，兩邊錨索垂直頂板向外夾角15°，錨索托盤尺寸300 mm×300 mm×16 mm，每根錨索采用1支MSK2360和2支MSM2360樹脂錨固劑，預緊力200 kN。錨索連接梁采用工字鋼，長3 800 mm，兩端均突出200 mm。錨桿間排距為900 mm×1 000 mm，規格φ22 mm×2 600 mm。在局部頂板冒漏嚴重處加單體支柱進行補強。

煤柱幫：錨索采用φ21.6 mm×5 800 mm的高強鋼絞線，間排距1 000 mm×1 000 mm，上下兩根錨索均垂直煤幫夾角15°，預緊力200 kN。錨索連接梁為14#槽鋼，長2 400 mm。錨桿采用φ22 mm×2 600 mm螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm。

4.2 圍巖控制效果

112202回風順槽采用強動壓沿空巷道圍巖補強支護方案后，回采超前影響段未出現明顯的變形破壞，說明該補強支護方案能夠適應該地質環境下的圍巖狀況，滿足安全生產的需要。112202回風順槽回采影響區域補強支護方案的控制效果，如圖7所示。

圖7 圍巖控制效果

根據現場監測數據，二次回采期間112202回風順槽頂板下沉量160 mm，底板鼓起量196 mm，煤柱幫位移量215 mm，煤幫位移量76 mm。監測結果表明，112202沿空煤巷圍巖變形基本可控，支護效果良好。

5 結論

(1)依據典型工程背景，對112202沿空煤巷的礦壓顯現特征進行總結分析，在強烈的回采超前支承壓力作用下，巷道圍巖呈現大變形特征。

(2)建立112202沿空煤巷一次采動影響和二次采動影響基本頂斷裂力學模型，推導出破斷鉸接結構對煤柱作用力公式，得出煤柱在2次采動影響時煤柱受力存在明顯差異性，二次回采時煤柱受壓更加劇烈。

(3)提出破碎頂板柔性支護技術和煤柱幫部位移限制補強控制技術，有針對性地抑制112202沿空煤巷頂板下沉和煤幫外擴變形。

(4)設計112202沿空煤巷受強動壓影響補強支護方案，有效控制頂板破碎和煤幫垮落，確保礦井安全生產。