龍王溝煤礦61617工作面巷道片幫機理與穩定性控制研究

陰永生

(鄂爾多斯市國源礦業開發有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 010300)

近幾年來，隨著礦井綜放開采設備工作能力的提升以及工作面管理人員素質提升，工作面的開采高度、開采強度逐年增大，巷道斷面隨之增大，在高強度開采的擾動作用下易發生煤壁片幫的情況。而且煤壁片幫也容易引起冒頂事故的發生，相反，隨著冒頂的發生也會引發巷道片幫情況的進一步惡化，威脅井下工作人員和設備安全，特別是在大采高綜放工作面這種情況的發生更加嚴重。為此，許多學者對此進行了大量的研究，得出了許多寶貴的結論與經驗。孫曉明等[1]模擬了巷道的分步開挖，且在開挖后對于掘進巷道圍巖變形程度等和掘進工作面之間距離的影響關系也進行了模擬。宮守才[2]建立和分析了巷道兩幫塑性區范圍公式，并對彈塑性應力解及寬度進行了求解，推導并驗證煤幫在塑性區位移的范圍。李樹清等[3]建立和分析了巷道兩幫塑性區的力學模型，推導并驗證了煤巷兩幫塑性區范圍和應力大小公式，并基于計算結果給出了提高巷道塑性區支護強度的合理參數。張華磊等[4]建立巷幫圍巖層的力學模型，并首次把注漿錨索的支護方式用于片幫治理。中國礦業大學(北京)楊勝利等[5]針對大采高工作面煤壁易發生嚴重片幫的問題，提出了煤壁柔性加固技術，通過“棕繩+注漿”的手段實現全長錨固，使煤壁片幫情況得以大大改善，大大降低支護成本，為治理煤壁片幫提供了新思路。王兆會等[6]構建并分析了高幫煤壁穩定性的力學模型，并且分別得到剪切、拉裂型片幫發生判據，得到了煤體起裂角的破別公式以及煤體起裂的影響因素，最終給出了合理的煤幫支護措施，有效改善了煤壁控制效果。朱德仁等[7]研究發現，對巷道煤幫穩定性影響顯著的主要應力為水平應力，及時通過合理有效手段加固巷道煤幫控制水平應力對巷道的破壞作用，對保持巷道穩定型和巷幫的穩定有著明顯的作用。以上研究成果為高強度開采作用下大斷面巷道掘進的穩定性及控制技術奠定了很好的基礎。文中通過理論分析等手段，研究龍王溝煤礦61617工作面巷道片幫機理與穩定性控制，以期為類似條件下的易發生片幫的大斷面巷道圍巖穩定性提高及控制提供參考。

1 工程概況

龍王溝煤礦61617工作面位于61盤區北翼中部、井田第一撓曲帶西側，南接西翼開拓大巷(61盤區泵房以北)，北至井田邊界，相鄰的西側61619工作面和東側61615工作面均為實體煤巖區，未采動。推采長度1 256 m，傾向長度255 m。6煤層為長焰煤，黑色，條痕褐黑色，弱瀝青光澤，塊狀，平坦狀—參差狀斷口，以暗煤為主，亮煤次之，夾少量鏡煤及絲炭，屬半暗—半亮型。為穩定煤層，煤厚20.5～25.5 m，平均厚23.1 m，煤層傾角0°～7°，平均1.5°，煤層堅固性系數f=0～1.0；煤層結構復雜，工作面區域煤層夾矸7～12層，單層夾矸厚度0.15～1.32 m，夾矸總厚度0.425～6.690 m，平均總厚度4.03 m，占全煤厚度的18.5%，夾矸巖性為炭質泥巖、泥巖及高嶺土，堅固性系數f=2.0～3.0。主運巷道和輔運巷道都是沿底掘進，為全煤巷道，具體實施參數如下：輔運巷道施工方位N25°，巷道沿底設計，設計平距1 450 m；主運巷施工方位N25°巷道沿底設計，設計平距1 578 m。

1.1 巷道平面布置

61617綜放工作面主運巷矩形斷面，凈寬5 500 mm、凈高4 000 mm，凈斷面積22.0 m2，底板硬化鋪設250 mm混凝土。巷道安設DSJ160/350/3×500型可伸縮帶式輸送機，帶寬1 600 mm、長度1 400 m，承擔工作面的煤炭運輸任務。巷內采用防爆無軌膠輪車運輸，底板硬化鋪設150 mm混凝土。巷內敷設信號、通訊等電纜及消防灑水管路、壓風管路、排水管路、黃泥灌漿管路等。輔運巷矩形斷面，凈寬5 500 mm、凈高4 000 mm，凈斷面積22.0 m2，底板硬化鋪設250 mm混凝土。巷內采用防爆無軌膠輪車運輸，敷設有動力、照明、信號電纜及消防灑水管、壓風管、乳化泵進回液管路、注氮管路、排水管路等。

圖1 巷道斷面示意

1.2 巷道圍巖變形破壞特征

龍王溝煤礦61617工作面相關巷道的支護方案普遍支護強度較低，施工工序繁瑣，難以適應大斷面全煤巷道掘進的支護速度及強度需求。工作面原來的支護方案和支護方式存在著巷道幫部布置的錨桿、錨索及配套托盤、螺母強度不足等問題，由于大斷面全煤巷道自身強度比較低以及開挖產生的擾動和卸荷作用，工作面開采造成的二次擾動，共同作用下導致巷道產生較大范圍的破壞、裂隙擴展，龍王溝煤礦61617工作面的巷道主要問題是巷道的片幫問題。

2 煤壁片幫機理研究與控制技術

2.1 煤壁片幫機理研究

受道開挖影響，在開挖作用下巷道周圍原巖應力狀態由穩態轉變為非穩態，繼而重新分布原巖應力狀態，巷道將發生部分程度較小的初期變形量。受高強度工作面開采的影響巷道的原巖應力狀態再次重新分布，且圍巖應力的重新分布又會受到以下多種因素的影響：巷道頂底板、兩幫的巖石力學性質及圍巖的破碎程度等。

61617工作面的巷道皆是沿底掘進的全煤巷道，因而巷道圍巖的硬度較低，巷道兩幫受周圍應力及工作面開采的擾動作用而發生以片幫等形式的圍巖變形，且該工作面正是容易發生片幫的情況。因此這里分別研究分析巷道片幫機理及控制技術。

巷道煤壁片幫過程的本構模型可以看作是某種處于發生塑性破壞的煤體，由于巷道開挖作用和工作面的開采擾動發生彈性變形及后效變形，根據楊勝利[5]等提出的加入Mohr Coulomb屈服準則的修正開爾文模型進行表示，如圖2所示。

圖2 煤壁開爾文模型

從圖2中可以看出，煤壁在塑性狀態時對其影響最大的是：超前支承壓力，煤體強度、煤體內部構造和裂隙。但僅是在塑性狀態時的巷道煤體并不一定會發生片幫的現象，當受到工作面的擾動作用或是隨時間推移，煤壁的塑性區范圍增加，煤壁穩定型大幅降低，進而發生煤壁的片幫現象。而且巷道的彈性后效現象主要受掘進速度、掘進停滯，巷道變形增加進而進入塑性狀態，巷道片幫發生的概率增加。減弱這種狀態的主要是通過增加掘進速度、增加巷道整體性的支護效果，進而降低巷道兩幫的片幫現象發生概率。

2.2 錨桿在控制非連續性變形機理分析

巷道圍巖是否發生非連續性變形的力學過程與時間有著很強的相關性，支護結構主要是提高巷道的圍壓，進而改善峰后煤巖體的蠕變特性，最終增加巷道的穩定性。巷道圍巖發生蠕變效應主要發生于圍巖碎裂區，其殘余強度及變形并不是煤巖體本身的材料屬性，而是破碎煤巖體之間的結構屬性。蠕變結構效應如圖3所示。

圖3 破碎煤巖體結構之間滑動模型

(1)

(2)

v=ε3/ε1=(L/D) tanθ

(3)

式中，Δ為煤巖體沿破裂面滑移量大小；Δ1為徑向滑移量大??；Δ2為軸向滑移量大小；θ為破裂角度大??；D為圓形試件直徑大?。籐為煤巖體高度大小；ε1為軸向應變量；ε3為徑向應變量；v為軸向徑向應變比。

增加圍壓大小改善峰后蠕變的特性，延長巷道的穩定時間。在巷道錨桿的支護效果范圍附近，圍壓可以等效為錨桿支護所提供給煤巖體的支護阻力，因而可以通過增加支護使用的錨桿支護阻力的方式，弱化巷道周圍煤巖受采動擾動而導致的滑動和張開現象，進而增加圍巖穩定性，延長巷道穩定時間，增加巷道支護效果。錨桿弱化煤巖體滑動和張開原理如圖4所示，而基于“組合梁”理論，施加錨索之后能夠進一步強化這種支護效果。

圖4 錨桿在控制非連續性變形示意

3 大斷面沿底全煤巷道支護方案

龍王溝煤礦61617工作面為矩形斷面，凈寬為5 500 mm，凈高為4 000 mm，凈斷面積22.0 m2，為大斷面沿底全煤巷道掘進。在掘進過程中，巷道圍巖存在應力狀態的復雜性及支護時的困難性。根據上述巷道煤壁片幫機理及錨桿控制非連續性變形控制機理，基于工作面巷道掘進時應力監測狀態和原有巷道支護的破壞現象，制訂出巷道支護方案新實施方案。

3.1 巷道支護方案

對于龍王溝煤礦61617工作面大斷面沿底全煤巷道，巷道兩幫及頂底板為實體煤，硬度低，在掘進過程及工作面高強度開采擾動影響，容易出現片幫現象，考慮到巷道頂底板與兩幫發生災害之間的聯動性，選擇對巷道頂板采用錨網索支護+φ20 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿支護(圖5)。錨桿間排距為900 mm×1 000 mm，共7根；錨索采用φ17.8 mm×6 500 mm鋼絞線，間排距為2 200 mm×3 000 mm，每排2根；底板鋪設厚250 mm混凝土。

圖5 巷道支護斷面示意

針對煤壁片幫現象，結合巷道煤壁片幫機理及錨桿控制非連續性變形控制機理，回幫采用φ20 mm×2 000 mm的玻璃鋼錨桿，錨桿間排距為950 mm×1 000 mm；煤柱幫采用φ20 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為950 mm×1 000 mm，并結合噴漿進行補強。

3.2 巷道支護效果數值模擬研究

為了驗證新的支護方案合理性及有效性，先利用FLAC3D建立巷道開挖及巷道支護的三維數值模型進行數值模擬分析，模擬大斷面全煤巷道在實際開挖及支護過程中的變形情況。整個模型四周及底板為固定約束，工作面埋深設置為985 m，由于受計算機能力限制，上覆巖層可以等效為27.5 MPa的應力來模擬上覆巖層的自重。

從圖6可以看出，在巷道開挖初期，尚未進行支護時，巷道最大位移量達到了109 mm，且出現了大面積的塑性區，說明此時巷道不穩定，極易發生巷道坍塌或者失穩破壞。

圖6 巷道開挖后無支護位移及塑性區

從圖7(a)可以看出，采用原來的支護方案巷道的最大位移量為90.4 mm，對應之前礦井生產過程中易發生片幫的問題，然而從圖7(b)可以看出，采用新的支護方案(錨桿+錨索+噴漿支護)后，巷道最大位移量只有57.3 mm，相較原支護方案減少了近1/2的位移量，說明新的支護方案能夠較好地控制巷道的穩定性，整體支護達到較好的效果，繼而證明新的支護方案可以應用于工程驗證階段。

圖7 巷道原、新支護方案位移云圖

4 巷道支護效果監測

在工作面回采期間，為了解改進后的支護方案的支護效果，對工作面前方巷道表面位移進行了為時2個月的監測，監測結果如圖8所示。

圖8 巷道頂底及兩幫板移近量

通過圖8可以得出，在巷道開掘22 d左右時，圍巖變形量比較大，而且變形速度也比較快，兩幫收斂量達到391 mm，頂底板為359 mm。之后整個巷道圍巖變形量趨于穩定且以較慢的速度發生變形，當監測時間達到60 d時，兩幫的收斂量僅為425 mm左右。采用新的支護方案之后，雖然巷道一直存在一定的變形量，但是都是以極低的速度變化，巷道的圍巖變形有所改善，尤其是原有的片幫問題極少出現，支護效果極其明顯。

5 結論

(1)明確了大斷面全煤巷道兩幫失穩破壞的影響因素以及各因素的作用機理；并且分析了大斷面全煤巷道的片幫現象的本構模型，給出弱化片幫現象的理論方式。

(2) 分析了錨桿在控制非連續性變形時的作用機理，并且針對研究結論給出了弱化煤巖體之間滑動和張開效果的方法。

(3) 通過巷道煤壁片幫機理及錨桿控制非連續性變形控制機理的研究結論，給出了針對龍王溝煤礦61617工作面大斷面沿底全煤巷道片幫的錨桿+錨索+噴漿支護新方案，且經過為期2個月的效果監測證明，巷道的片幫現象得到了有效控制。