堅硬頂板條件下迎采對掘巷道圍巖控制研究

＊王 強

（山西凌志達煤業有限公司 山西 046606）

1.工程概況

山西某礦現主采15#號煤層，為保證礦井正常接替，15208回采工作面與15210掘進工作面出現對采對掘布置。受工作面頂板結構影響，15208采空區堅硬頂板隨工作面推進形成大面積的懸頂，懸頂的上覆載荷通過煤層頂板傳遞至區段煤柱和15210回風巷，使得區段煤柱和15210回風巷處于高應力狀態。導致巷道出現更為嚴重的圍巖變形，增加了巷道的支護難度[1-2]。

15208工作面煤厚平均4.28m，煤層傾角3°～6°。蓋山厚度195～300m，平均埋藏深度260.5m。煤層頂板依次為泥巖平均0.7m、14#煤平均1.1m、堅硬K2灰巖5.84m。煤層直接底為1.0m的泥巖，老底為4.10m的灰黑色泥巖。15208工作面與15210工作面之間留設20m煤柱，布置如圖1所示。

2.工作面應力演化規律

(1)工作面采動下圍巖應力演化規律

15208工作面上覆5.84m的K2灰巖，巖性堅硬，不易完全垮落，未垮落的頂板形成懸臂梁結構[3]。懸臂梁未發生破斷時，其原先的覆巖由于懸頂結構下方煤層開采形成采空區從而喪失穩定，此時為達到新的應力平衡，懸頂覆巖壓力會向實體煤內部進行轉移。由于工作面的向前延伸，當懸臂梁所傳遞支承壓力的峰值KγH開始大于煤柱自身抗壓強度σ時，在靠近采空區處煤壁開始屈服破裂；支承壓力的峰值出現在煤柱彈性區內，而隨著邊緣煤壁破裂形成塑性區，支承壓力的峰值位置由原區段煤柱邊緣煤壁向煤柱內部發生轉移[4-6]。

運用FLAC3D數值模擬分析隨工作面采動下區段煤柱和15210回風巷圍巖應力的動態演化特征，分別計算15210回風巷超前工作面、與工作面相遇和工作面遠離停掘回風巷的垂直應力分布特征，如圖2所示。

工作面與回風巷掘進頭從開始相遇到遠離過程，煤柱垂直應力峰值呈現出先增大后減小的趨勢。垂直應力峰值變化在4.92MPa到17.14MPa之間。在工作面和掘進頭逐漸對向推進至相遇的過程中，采空區懸臂梁結構下的覆巖壓力會向煤柱內部進行轉移，在巷道停掘工作面遠離回風巷過程中，煤柱及巷道應力逐漸恢復穩定。

(2)堅硬頂板破斷前后臨空巷道應力分布

頂板破碎后，懸臂梁結構被打破，懸頂覆巖隨破碎頂板垮落至采空區，煤柱的支承壓力對比懸臂梁結構時發生明顯降低。煤柱的破裂區、塑性區和彈性區范圍由于所受應力的降低出現一定程度的縮小。臨空巷道的圍巖應力條件發生改變，圖3為懸臂梁破斷前后煤柱支承壓力變化曲線圖。

3.迎回采面巷道掘進時機確定

(1)迎回采面巷道時空效應

15210回風順槽掘進過程中受15208工作面回采引起的采動影響、工作面后方采空區堅硬灰巖頂板不能及時垮落引起的懸頂應力影響及自身掘進時產生的應力擾動影響，按照采掘應力時空關系可分為以下3個區域：

①15210工作面自掘擾動區，此區域僅受巷道掘進帶來的應力擾動影響，圍巖變形量小，巷道易于控制。

②15210工作面與15208工作面采掘應力疊加區。工作面回采和掘進產生的應力擾動會相互疊加，進而加劇巷道的變形。為保證巷道的穩定，在巷道一次支護的基礎上需適當的加強支護。

③15210工作面臨空掘巷應力影響區。隨著15210工作面掘進至15208工作面采空區位置時，隨著15208工作面的逐步推進，采空區上覆巖層在自重及地應力的作用下彎矩逐漸增大，引起頂板回轉下沉，基本頂開始逐漸彎曲達到一定強度后便會折斷，非折斷端接觸矸石逐步壓實后逐漸進入穩定狀態。

(2)迎回采面掘巷時機確定

15210工作面的采掘工程可分為2個階段實施：如圖4（a）所示J1-J2段，在15208工作面回采的同時掘進15210回風順槽，綜合考慮該礦地質條件，當距離15208工作面40m時，懸頂結構對15210回風順槽的動壓影響開始逐漸顯現，此時應該停止掘進；如圖4（b）所示J2-J3段，15208工作面推進速度為3m/d，在15208工作面推進距15210回風順槽掘進迎頭250m，推進時間在80～90d，此時15208工作面采空區上覆巖層活動減弱，覆巖趨于穩定，為復掘的最佳時機。

4.巷道圍巖控制技術

(1)爆破切頂參數

根據工作面地質條件分析，爆破孔深度必須超過K2灰巖，炮孔垂深應超過10m。炮孔與煤壁幫距為300mm，采用正向裝藥，在各節聚能管安裝藥卷五條，每孔安裝五節聚能管，炮孔間距4m。

(2)巷道圍巖控制方案

通過迎采對掘動壓巷道變形特征分析，可以得出巷道不同部分所受采掘應力擾動不同，造成了對掘巷道各個階段差異化的應力環境，從而影響巷道支護策略和支護強度，針對15210回風巷，僅有部分巷道區域在15208回采動壓影響范圍內，需要提高支護強度；超過動壓影響范圍，巷道圍巖控制相對于動壓影響區難度大大降低，若仍采用動壓影響區的支護方法，不僅缺乏針對性同時造成支護材料的浪費。

因此，針對迎采巷道差異化的應力環境和時空關系采取相適應的支護手段和參數來保持巷道圍巖的穩定，即對巷道采取分段不等強控制方案。

①普通段支護方案

15210回風順槽設計尺寸5.6m×4.0m，斷面22.4m2，沿15#煤頂板掘進。普通段采用錨桿（索）、鋼筋網聯合支護，頂板錨桿間距900mm，排距1200mm，每排6根錨桿，幫部錨桿間距800mm，排距為1200mm，每幫布置5根。頂板錨索每排一根，沿巷道中線位置布置，排距2400mm；幫部錨索每排2根，間排距2400mm×2400mm。

②動壓影響段支護方案

為確定工作面采動對巷道的動壓影響范圍，在15210回風巷停掘后對煤柱側圍巖應力數據進行監測，如圖6所示。對于工作面前端的動壓影響區域，根據工作面的采高及埋深等參數得到的經驗數值為40m，對于工作面后端的動壓影響區域，在110m后開始趨于穩定。

支護方案：經過對巷道承載的動壓特性進行研究，采用單體支護補強技術能夠有效控制巷道的頂底板變形，使得兩幫的受力環境得到一定程度的改善。是針對該堅硬頂板圍巖控制的有效支護方法。

5.礦壓監測分析

15210回風巷掘進后，為掌握巷道變形規律，為掌握巷道變形特征，對15210回風巷進行表面位移監測，圖8為典型測點巷道表面位移變形曲線。

觀測表明，15210掘進工作面與15208回采工作面迎采對掘期間，掘進巷道在超前支撐壓力影響40～110m范圍內巷道礦壓顯現明顯。迎采對掘階段巷道頂底板移近量為754mm，兩幫移近量為461mm。在回采工作面回采結束前沿煤柱側完成預裂切頂并對掘進工作面動壓影響區范圍內采取補強支護后，可以有效的控制巷道圍巖變形，保證巷道的穩定性。

6.結論

（1）對工作面采動下圍巖應力演化規律進行分析，隨著工作面的推進，煤壁側支承壓力峰值位置表現為由煤壁邊緣塑性區逐漸過渡至煤壁中部彈性區；當工作面推過一定的距離后，支承壓力峰值位置距回采巷道煤壁的距離基本上穩定，隨工作面推進支承壓力峰值位置基本不再增加。

（2）回采工作面上方賦存一定厚度的堅硬頂板時，易形懸臂梁結構，造成煤壁側應力集中現象，不利于煤壁側的巷道掘進，因此需要對回采巷道煤壁側頂板進行預裂切頂，消除煤壁上方的懸頂效應。

（3）針對迎采對掘巷道應力分布特征回采面采取預裂切頂措施；在距回采面+40m～-250m范圍內停止掘進，并在+40m～-110m范圍內加強支護。通過現場礦壓觀測結果顯示，迎采對掘階段巷道頂底板移近量為754mm，兩幫移近量為461mm。巷道整體圍巖變形可以得到有效控制，巷道穩定性大大提高。