采空區遺留煤柱下方回采巷道失穩特征及控制技術研究

曹金鐘，高樂，閆鵬飛，李猛，陳雷，楊華康

（1.中煤大同能源有限責任公司 塔山煤礦，山西 大同 037001；2.北京科技大學 土木與資源工程學院，北京 100083）

0 引言

近距離煤層礦井在我國分布廣且儲量占比很大，約占整個煤炭總儲量的25%，其中山西大同、山東新汶、山西汾西等礦區近距離煤層的主要開采方式以下行式為主。大量研究表明，近距離煤層采用下行式開采時，上下煤層間的相互影響造成下部煤層回采比單一煤層回采更加復雜，尤其是近距離留煤柱開采方式下臨空巷道的穩定性是進一步提高煤炭資源采出率、確保安全高效開采的重要課題[1-4]。

近年來，許多學者對近距離煤層開采條件下巷道破壞原因及控制進行了研究。谷攀等[5-6]針對極近距離煤層采空區遺留煤柱造成巷道大變形的問題，運用理論計算和力學分析研究工作面回采巷道頂板破壞特征與破壞機理，并提出采用錨網索+錨注+釋壓聯合支護的方案。李春元等[7]針對近距離下部煤層在開采擾動和遺留煤柱底板高應力雙重作用下出現的劇烈礦壓問題，計算了上覆遺留煤柱和下煤層采動作用的耦合機制，并提出了相應的巷道頂板維護措施。劉霞等[8]針對神華寧煤集團靈新煤礦051606沿空掘巷期間受上煤層遺留煤柱影響下的破壞特征開展了研究并提出了針對性的補強支護措施。方新秋等[9]針對采空區下回采巷道受到的上煤層采空區遺留煤柱、本煤層鄰近工作面動壓的影響，提出了巷道失穩機制及補強支護措施。王志強等[10]針對特厚煤層綜放開采煤柱留設寬度和接續工作面巷道圍巖控制技術的問題，引入錯層位外錯巷道布置采煤法，并確定了聯合錨固區域支護參數方案。柏建彪等[11]運用錨桿支護圍巖強度強化理論，提出了綜放工作面沿空掘巷圍巖控制機理，并成功應用于工程實踐。孫福玉[12]以某礦103 工作面運輸巷為工程背景，研究綜放窄煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征、災變失穩過程及提高圍巖承載能力的機理，現場試驗驗證了支護方案的合理性。王衛軍等[13]將圍巖有關力學參數視為隨機變量，以煤幫穩定極限狀態為基礎，應用工程可靠性理論，分析了回采巷道煤幫錨桿支護的可靠性，建立了可靠度計算模型，為優化回采巷道錨桿支護參數提供了一種新的方法。

上述對巷道變形破壞機理及控制的研究取得了一定成果，但缺乏對近距離留煤柱開采條件下特厚煤層臨空巷道這種復雜環境下的研究。針對該問題，本文以中煤大同能源有限責任公司塔山煤礦30503 修復巷為工程背景，采用現場監測、理論分析及數值模擬等方法，對巷道的變形破壞機理及圍巖穩定性控制技術進行了研究和現場應用。

1 工程背景

1.1 工作面概況

塔山煤礦3-5 號煤層是國內少數特厚煤層之一，平均埋藏深度為435 m，變異系數為0.16%，屬穩定煤層。該煤層上方4.67 m 層位是石炭紀太原組2 號煤層，平均煤層厚度為3 m，已于2015 年7 月開采完畢。目前將開采石炭紀太原組3-5 號煤層30503 工作面，平均煤層厚度為14 m，與2 號煤層間隔有4.67 m厚泥巖層，采用綜采放頂煤工藝開采，自然垮落法處理頂板，屬于典型的近距離采空區下特厚煤層開采。

30503 工作面位于+1045 水平，平均埋藏深度為433 m，是三盤區石炭系太原組3-5 號煤層第4 個工作面。30503 工作面巷道布置如圖1 所示。修復巷距上覆2 號煤層煤柱水平距離為15 m，相鄰30501采空區區段煤柱為20 m。巷道為沿底板掘進的矩形斷面，高度為4 m，寬度為5 m，在掘進至里程945 m時，巷道結構破壞，頂板冒落嚴重，出現多次漏頂現象。

圖1 30503 工作面巷道布置Fig.1 Roadway layout of 30503 working face

1.2 巷道變形破壞特征

為了確定巷道變形破壞特征，在30503 修復巷頂板每隔25 m 布置1 組頂板離層儀，實時監測記錄頂板各位置巖層位移情況。巷道頂板深淺基點變形監測數據如圖2 所示。

圖2 修復巷頂板變形監測數據Fig.2 Monitoring data of roof deformation of repaired roadway

從圖2 可看出，540，640 m 處頂板變形量變化趨勢類似，2 m 淺基點處最大變形量為395～400 mm，6 m 深基點處最大變形量為230～285 mm；在距掘進巷道0～100 m 內，巷道變形量緩慢增加，且深、淺基點變形量差距并不大，說明在距掘進巷道0～100 m內巷道頂板整體發生變形，離層量較??；在距掘進巷道100～300 m 內，頂板變形速度急劇增加，淺部離層量明顯增大，且深、淺基點變形量差距也在增加，說明在掘進過程中頂板淺部總會先出現大變形，同時當離層量進一步加大時，冒頂就會發生；在距掘進巷道300 m 外時，頂板變形量緩慢增加，增長速率降低，最后趨于穩定。

結合巷道頂板變形監測數據可知，由于受相鄰工作面的回采影響，且距上覆遺留煤柱距離較近，30503 修復巷頂板內圍巖已較為破碎，在巷道掘進后，頂板變形速度快、離層量不斷增加且影響范圍廣。

2 巷道圍巖破壞失穩影響的力學分析

2.1 遺留煤柱對巷道變形破壞的影響

2.1.1 遺留煤柱穩定性分析

2 號煤層開采結束后，遺留煤柱是否仍具有承載能力是影響下部煤層應力分布規律的決定條件[14]。遺留煤柱若已處于完全塑性或壓垮狀態，則對下部煤層影響較小，若遺留煤柱上仍存在彈性區，則對下部煤層應力分布和安全開采影響較大。根據極限平衡理論[15]，可得工作面區段煤柱上一側塑性區寬度為3.04 m?？紤]遺留煤柱兩側工作面回采的影響，則煤柱上塑性區寬度為6.08 m，其余13.92 m 煤柱處于彈性或彈塑性狀態，會對下部3-5 號煤層的應力分布產生較大影響。

上覆2 號煤層開采結束后，遺留煤柱上的載荷由煤柱上覆巖層自重及煤柱一側或兩側采空區懸露頂板產生的側向支承壓力構成。上覆煤層采空后，采空區和煤柱上的載荷趨于均勻分布。其中，單位長度煤柱上的載荷依據煤柱載荷估算模型（圖3）進行估算[16]。

圖3 煤柱載荷估算模型Fig.3 Coal pillar load estimation method

實際上采空區只承受一部分上覆巖層的重量，因此對煤柱上的載荷進行適當折減。當2 號煤層回采后，煤柱兩側工作面長度接近相等，單位長度煤柱所受的載荷集度為

式中：a為折減系數，a=0.6；P為煤柱載荷，MPa；B為采空區煤柱寬度，B=20 m；D為采空區寬度，D=240 m；H為煤柱埋深，H=410 m；δ為采空區上覆巖層的垮落角，δ=30°；γ為容重，γ=25 kN/m3。

將以上參數代入式（1），得q=61.2 MPa。

2.1.2 遺留煤柱下圍巖偏應力分布規律

由于遺留煤柱沿走向方向上長度遠大于煤柱寬度，可將單個煤柱應力分布情況視為平面應變問題進行分析。結合彈性力學理論，將煤柱下煤巖體視為理想彈性體，煤柱上應力分布簡化為均布載荷，對半無限平面體上任一點進行力學分析，在此基礎上結合疊加原理可將煤柱上任一點的集中應力推廣為均布荷載作用下的應力分布規律。通過積分方式對整個煤柱上的荷載進行疊加求和，得到均布荷載作用下偏應力分量表達式[17]：

式中：J2，J3分別為偏應力第2、第3 不變量；y為任一點至煤柱中心的垂直距離，m；x為任一點至煤柱中心的水平距離，m；L為煤柱邊緣至煤柱中心的距離，L=10 m。

為了確定遺留煤柱下偏應力場分布規律，對3-5 號煤層布置測線。3-5 號煤層底板距上覆2 號煤層20 m 左右，2 煤層間距為4.6 m，3-5 號煤層距2 號煤層垂直距離為5～20 m。

根據彈塑性力學原理可知，偏應力第2、第3 不變量分別代表煤體內采動偏應力分量和應變類型[18]，煤柱下方偏應力分布規律如圖4 所示。從圖4（a）可看出，由遺留煤柱上高應力傳遞到煤體后，煤體內開始不斷積聚煤體內采動偏應力分量，當煤體內累積的采動偏應力分量大于煤體的極限載荷后，煤體將發生破壞，破壞后的煤體存儲采動偏應力分量能力大幅下降并導致采動偏應力分量向煤體更深處傳遞，而采動偏應力分量在傳遞過程中不斷耗散，導致總和不斷減小，直至煤體極限載荷相平衡。從圖4（b）可看出，當距煤柱水平距離25，30 和35 m時，距煤柱中心垂直距離23，27 和33 m 處，應變類型由壓應變轉變為拉應變，煤體對應處將發生破壞。若再受到相鄰工作面的采動影響，巷道將進一步發生破壞。

圖4 煤柱下方偏應力分布規律Fig.4 Distribution law of deviatoric stress under coal pillar

對比遺留煤柱下方偏應力第2、第3 不變量分布規律，可看出距煤柱不同水平距離時的第2 不變量J2最大值與第3 不變量J3應變類型的零點距煤柱垂直距離是相互對應的（如25，30 和35 m），說明受煤柱影響下的煤體內部采動偏應力分量在轉移和存儲過程中，必然會導致煤體發生破碎，微觀表現為煤體內應變類型的改變。

從圖4（a）可看出，煤體內的偏應力第2 不變量J2隨距離煤柱中心垂直距離的增加而增加。當距煤柱中心水平距離為25 m 時（即修復巷位置），煤層中偏應力值最大且變化速率最快，煤層中沿垂直方向上的偏應力值及變化速率隨著與煤柱水平距離的增加不斷減小，說明距煤柱中心水平距離的增加可減少遺留煤柱的影響。當距煤柱中心水平距離大于35 m時，第2 不變量J2速率隨著距煤柱中心水平距離的增加而降低。從圖4（b）可看出，偏應力第3 不變量J3隨距離煤柱中心垂直距離的增加先增大后減小，且煤體內的應變類型基本都屬于壓應變區。當距煤柱中心水平距離為25 m 時，在距離煤柱中心垂直距離15 m（即修復巷頂板）處，第3 不變量J3達到最大值，易發生壓縮破壞。而隨著與煤柱水平距離的增加，第3 不變量J3表現為與第2 不變量J2一致的變化趨勢，即當距煤柱中心水平距離大于35 m 時，第3 不變量J3的速率隨著距煤柱中心水平距離的增加而降低。

結合以上分析可以發現，距遺留煤柱太近是導致修復巷破壞的重要原因，在3-5 號煤層未開采之前，巷道掘進位置已處于高應力區域，在受到30501工作面回采擾動后，進一步加速了巷道的破壞。因此為了避開遺留煤柱的影響，可考慮將巷道布置在距煤柱中心35 m（煤柱邊緣25 m）以外的范圍。

2.2 基本頂破裂位置對巷道變形破壞的影響

基本頂破斷位置直接影響下伏煤體中支承應力分布，進而影響布置于煤體中的沿空巷道應力環境，因此，明確沿空巷道側基本頂破斷位置（圖5）是合理選擇沿空巷道位置與煤柱寬度的首要條件[19]。

圖5 沿空巷道關鍵塊體破斷位置Fig.5 Break position of the key block along the gob-side roadway

由極限平衡理論可知，巷道開挖后其周圍的圍巖體應力重新分布，巷道兩側的煤體承受較大的應力發生破壞，且破壞逐步向更深處的煤體延伸[20]，直至彈性區域應力邊界。煤體的彈塑性交接處是基本頂的破斷位置，破斷后基本頂開始向采空區旋轉下沉，基本頂在相鄰實體煤上發生破斷的位置為

式中：M為煤層一次性采出厚度，M=14 m；A為側壓力系數，A=1.20；φ0為煤體內摩擦角，φ0=34°；K為應力集中系數，K=2；H2為開采深度，H2=435 m；C0為煤巖體本身的層理面等交界面的黏聚力，C0=2.9 MPa；T0為上區段平巷支架對下幫的支護阻力，T0=0.25 MPa。

由式（4）可得基本頂在相鄰實體煤上發生破斷的位置X0=21.8 m?；卷敯l生破斷位置正好位于修復巷頂板上覆，這是導致巷道頂板破碎的直接原因。因此若在原修復巷位置繼續進行掘巷并進行回采活動，在煤柱下的高應力、相鄰采空區側向支承壓力及本工作面回采擾動的復合作用下，巷道將可能再次發生冒頂事故。

3 巷道圍巖穩定性控制技術

3.1 巷道優化布置數值模擬分析

3.1.1 數值模擬方案

當留設煤柱為20 m 時，修復巷位置距離上覆遺留煤柱距離較近且基本頂斷裂位置位于巷道頂板上方是導致修復巷破壞的主要原因，因此選擇合理的巷道布置是保證巷道穩定性亟需解決的問題?；谒矫旱V具體地質條件，采用FLAC3D 數值模擬軟件，構建數值計算模型。模型尺寸為640 m×400 m×130 m（長×寬×高），巷道尺寸為5 m×4 m（長×寬），模型如圖6 所示。模型四周邊界及底部固定，頂部為應力邊界條件，模擬自重應力為8.25 MPa，施加在模型頂部。模型采用莫爾-庫侖破壞準則，煤層采空區采用空模型進行模擬。煤巖層參數在室內實測的基礎上進行了調整，見表1。

圖6 數值計算模型Fig.6 Numerical calculation model

表1 數值模擬物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of numerical simulation

模擬方案：目前區段煤柱寬度為20 m，預計新掘巷道寬度為5 m，結合遺留煤柱下偏應力分布規律，將巷道布置在距煤柱中心35 m 以外時影響較?。ㄉ细策z留煤柱距30501 采空區水平距離40 m），以偏應力第2、第3 不變量為研究指標，分析煤柱寬度為5，6，7，8，9，10，12，14 m 時巷道圍巖采動偏應力分量和應變類型演化規律。

3.1.2 數值模擬結果分析

因此，本文以直鏈淀粉含量不同的兩種大米淀粉為研究對象，采用現代化分析技術研究濕熱處理對兩種大米淀粉消化性能及多尺度結構的影響，探討直鏈淀粉含量對其消化性能的影響規律，并分析濕熱處理對淀粉多尺度結構轉變繼而影響其消化性能之間的內在關系，為濕熱處理加工調控淀粉消化性能提供理論數據。

不同寬度煤柱掘進后修復巷幫部偏應力不變量分布規律如圖7 所示。

圖7 不同寬度煤柱偏應力不變量分布Fig.7 Distribution of deviatoic stress invariants of coal pillars with different widths

從圖7（a）可看出：①由于巷道兩側圍巖結構及受采空區影響程度不同，兩幫上采動偏應力分量在傳遞、存儲過程中表現為不同的分布形式。② 當煤柱寬度小于8 m 時，采動偏應力分量很低，說明煤柱已經發生了塑性破壞，喪失了存儲采動偏應力分量的能力，采動偏應力分量向更遠處的實體煤側傳遞，導致巷道實體煤側承擔著大部分支承壓力，采動偏應力分量表現為實體煤側高，煤柱側低的特點。③當煤柱寬度大于8 m 時，采動偏應力分量表現為實體煤側低，煤柱側高的變化趨勢，說明由于彈性區的出現，煤柱承載能力大幅加強。④ 對比不同寬度煤柱上采動偏應力分量分布規律可看出，煤柱上采動偏應力分量峰值點出現在8 m 煤柱時，相比于7 m 時增加了8 MPa2，而后隨著煤柱上彈性區寬度增加，采動偏應力分量峰值點開始緩慢降低且向煤柱深部轉移。

從圖7（b）可看出：①當煤柱寬度為5～6 m 時，對應煤柱都處于拉應變區，說明煤柱受采空區側頂板回轉下沉影響嚴重，整體都已處于拉伸破壞狀態。煤柱寬度為7 m 時，煤柱側有1 m 范圍的壓應變區，說明煤柱側開始有彈性區出現，但承載力很低。由于煤柱基本處于破壞狀態，實體煤側承擔了大部分支承應力，壓應變區遠大于煤柱側。② 煤柱寬度為8～14 m 時，煤柱側承載能力隨著煤柱寬度在不斷增強，壓應變區也不斷增大。由于煤柱側承載了大部分支承壓力，實體煤側壓應變區在不斷減小。煤柱寬度為8～10 m 時，巷道兩幫應變類型變化趨勢類似。煤柱寬度為12～14 m 時，由于巷道距修復巷間距只有2～4 m，受巷道掘進影響嚴重，實體煤側都已處于拉應變區。

綜上可知，當煤柱寬度為8～14 m 時，煤柱側偏應力變化趨勢類似，再增加煤柱寬度已無法明顯增強煤柱側承載能力。因此在保證煤柱具有足夠的安全性和避免資源浪費前提下，選擇將30503 修復巷區段煤柱寬度設為8 m。

3.2 遺留煤柱水力致裂技術

為解決工作面上覆煤柱的影響，采用水力致裂措施對上覆遺留煤柱進行卸壓設計，如圖8 所示。30503 修復巷道掘進段距離上覆2 號煤層區段煤柱水平距離為28 m，煤柱寬度為20 m，煤柱高度為3 m。致裂2 號煤層煤柱鉆孔為1 組2 個孔，分別為1 號、2 號孔。1 號孔致裂煤柱直接頂，垂直進入2 號煤層直接頂1 m；2 號孔致裂煤柱，垂直進入煤柱1.5 m，1 號孔與2 號孔間距為1 m，每個致裂孔間隔布置，開孔位置距離底板2.3 m，致裂管按要求送到距孔底1 m 位置。

圖8 上覆遺留煤柱水力致裂卸壓設計Fig.8 Design of hydraulic fracturing and pressure relief for overlying coal pillars

3.3 巷道圍巖支護技術

30503 修復巷沿煤層底板掘進，直接頂厚度為10 m，且為全煤巷道。在工作面回采前巷道已經受相鄰工作面多次采動影響，巷道淺部圍巖已較為破碎，因此在本工作面回采時的動壓影響下，巷道頂板很容易發生離層破壞，導致漏頂事故發生。為了保證30503 修復巷在工作面回采時具有足夠的安全性，避免多次支護與翻修，根據工作面歷史支護設計及現場調研結果，提出采用錨網索+噴漿聯合支護的方案（圖9），巷幫及頂板噴射混凝土厚度為100 mm，強度不得低于C25，混凝土鋪底厚度為200 mm。

圖9 30503 修復巷支護方案Fig.9 30503 repaired roadway support plan

（1）頂部錨桿采用直徑為22 mm，長度為2 400 mm的左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×1 000 mm。幫部錨桿采用直徑為20 mm，長度為2 200 mm 的左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm。每根錨桿配150 mm×150 mm×10 mm 可調心式錨桿托板和450 mm×280 mm×4 mm鋼護板，配合使用調心球墊和減摩墊片，錨桿預緊扭矩為400 N·m。

（2）頂錨索采用直徑為22 mm，長度為8 300 mm的1×19 股高強度低松弛預應力鋼絞線，沿巷道中心線及兩側對稱布置，每排5 根，間排距為1 200 mm×2 000 mm，錨索預緊力為200 kN。

（3）巷道全斷面頂幫鋪設金屬網，金屬網采用方孔規格為50 mm×50 mm 的菱形鐵絲網。

（4）錨桿配合W 鋼帶或鋼護板使用。W 鋼帶規格為4 800 mm×280 mm×4 mm。如在新修復巷掘進過程中遇到嚴重破碎區等不利于實施清頂刷幫措施時，為提高頂幫完整性，建議將注漿加固作為備選措施。

（5）修復巷超前支護形式采用端頭支架和巷道超前支護液壓支架（設備型號：ZQL2826/26.5/45 型S1080，基本參數：支護高度為2 650～4 500 mm，初撐力為31.5 MPa，工作阻力為45 MPa，支護強度為0.36 MPa），特殊區域采取單體液壓支柱進行聯合支護。

4 巷道圍巖控制效果

為了檢驗上述圍巖穩定性技術的應用效果，采用十字觀測法對30503 工作面新掘巷道變形量進行連續監測，監測里程為1 010～1 410 m，每隔50 m 布置一個測站，共布置9 個測站，監測范圍為修復巷后的400 m。30503 新掘巷道變形量如圖10 所示。

圖10 30503 新掘巷道變形量Fig.10 Deformation amount of 30503 newly excavated roadway

從圖10 可看出：①大部分監測點的變形量在巷道掘進后200 d 逐漸趨于穩定，兩幫上有部分監測點在巷道掘進后的150-200 d 趨于穩定，說明圍巖可能較為破碎，后期需要在該處加強支護措施。② 巷道頂底板變形量最大值為331 mm，兩幫變形量最大值為90 mm，巷道圍巖變形量整體上處于較低水平，符合現場實際要求。

5 結論

（1）現場實測數據表明，當前巷道布置方式下，修復巷道頂板變形速度快、離層量不斷增加及影響范圍廣。理論分析結果表明，遺留煤柱仍具有彈性區及巷道的不合理布置是導致巷道破壞的主要原因。

（2）遺留煤柱在3-5 號煤層中的偏應力分布規律表明，距煤柱中心35 m 以外時受到的影響較小，數值模擬了不同區段煤柱寬度下的偏應力分布規律，將30503 修復巷留設寬度設為8 m 的窄煤柱可保證巷道的安全性。

（3）30503 修復巷現場工業性試驗表明，近距離特厚煤層臨空巷道掘進時，采用水力致裂減弱上覆遺留煤柱對3-5 號煤層的影響，選用錨網索+噴漿+單體支柱的支護方案對新掘巷道進行聯合支護，可有效控制巷道變形破壞的發生，滿足礦井安全生產的需要。