綜放工作面二次動壓巷道圍巖變形破壞與控制技術研究

石 蒙，郭 瑞，韓 偉，牛 耀，何 繼

(1.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京 100013;2.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013; 3.內蒙古蒙泰不連溝煤業有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 010303)

內蒙古蒙泰不連溝煤礦年產量15 Mt，煤層厚度平均為15.6 m，采用綜放開采方式，工作面開采強度大。每個工作面布置運輸巷和輔運巷2條巷道。其中，輔運巷在上區段工作面回采期間掘進，承受上區段工作面采動影響，掘進階段圍巖即產生明顯變形。本工作面回采期間，輔運巷經受二次動壓影響，出現頂板下沉、底鼓和兩幫嚴重收縮現象，不得不進行多次補強支護并頻繁起底，對巷道安全和正常使用造成嚴重影響。

國內學者對于綜放工作面二次動壓巷道變形破壞特征和圍巖控制技術開展了一些研究工作，取得了有意義的研究成果。文獻[1]分析了特厚煤層對采對掘巷道的受力特征及變形規律，提出依據巷道圍巖應力影響階段采取分段控制的理念。文獻[2]構建了采動影響下巷道圍巖受力力學模型，揭示了采動影響下回采巷道圍巖應力影響因素及作用機制,提出采取水力壓裂及注高分子材料來改善巷道圍巖應力。文獻[3]提出合理確定護巷煤柱寬度，在鄰近煤層開采中采用上部煤層在厚煤層上方跨采，或者厚煤層巷道開掘之前上部煤層預先開采等厚煤層巷道卸壓控制措施。文獻[4]針對綜放工作面沿空巷道超前段變形嚴重、支護困難的問題，提出利用補強機理、提出采用補打錨索結合超前液壓支架對超前段加強巷內支護的方案。文獻[5]研究了不同夾矸條件下厚煤層綜放沿空巷道的穩定性，選用錨網索配合梯形鋼帶聯合支護的支護方式。文獻[6]采用理論計算推導出特厚煤層采空區側向基本頂破斷位置計算公式，提出了采用“不對稱錨索桁架+煤柱幫錨桿索支護+煤柱幫注漿”的聯合控制技術。

從前人的研究成果來看，綜放工作面二次動壓巷道圍巖控制必須結合具體條件，在研究清楚巷道變形破壞特征的基礎上提出圍巖控制思路[7-9]。本文根據不連溝煤礦特厚煤層綜放工作面開采地質條件，觀測分析二次動壓巷道圍巖礦壓顯現特征，深入研究其變形破壞機理，在此基礎上研究針對性的圍巖控制技術。

1 工程概況

不連溝煤礦主采石炭系太原組6號煤層，煤層平均厚度為15.6 m，埋深為320～460 m，西深東淺，工作面煤層賦存較穩定，煤層結構復雜，含泥巖夾矸8～9層，多集中在煤層的中、下部。煤層直接頂為厚度約3.45 m的砂質泥巖，之上為厚度約2.76 m的6上煤，基本頂為厚度約5.95 m的砂質泥巖；直接底巖性為厚度約2.09 m的砂質泥巖，之下為厚度約3.29 m的6下煤。工作面與巷道布置如圖1所示。不連溝煤礦西翼采區工作面區段煤柱寬度為30 m，目前正在回采F6207B工作面， F6216工作面準備回采，F6217輔運巷正在進行掘進，未來將要與F6216回采形成采掘交鋒局面。根據前幾個工作面開采經驗，F6217輔運巷在F6216工作面采動影響和F6217工作面超前采動應力影響下將會出現嚴重的變形破壞，需要對F6217輔運巷研究有效的圍巖控制技術。

2 二次動壓巷道圍巖變形監測分析

為了研究不連溝煤礦二次動壓巷道全周期內礦壓顯現規律，在與F6217輔運巷條件基本一致的F6207輔運巷設置圍巖位移監測站進行現場監測。

2.1 監測巷道支護參數

F6207輔運巷矩形斷面，凈寬5.5 m，凈高3.7 m，采用錨桿配合鋼筋梯梁，錨索補強的支護方式。頂板布置6根規格為φ22 mm×2 500 mm的335號左旋螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm，扭矩不小于200 N·>m，配合H型鋼筋梯梁、鋼筋網護頂。錨索采用φ21.6 mm的預應力鋼絞線，長度為8 000 mm，五花布置，錨索間排距為1 000 mm(1 500 mm)×3 000 mm，預緊力不小于300 kN。

工作面幫上部布置4根φ20 mm×2 500 mm的335號右旋螺紋鋼錨桿，下部布置1根φ20 mm×2 400 mm的玻璃鋼錨桿；煤柱幫布置有5根φ20 mm×2 500 mm的335號右旋螺紋鋼錨桿。兩幫錨桿間排距均為850 mm×1 000 mm，扭矩不小于150 N·>m，配合菱形金屬網護幫。

2.2 圍巖位移監測與分析

分為3個階段進行圍巖位移監測：①實體煤掘進階段；②受F6206工作面采動影響階段；③受F6207B工作面超前采動影響階段，位移監測采用“十”字布點法，位移監測曲線如圖2所示。由圖2可知，F6207輔運巷在實體煤掘進階段變形很小，圍巖各部位位移均在50 mm以下，說明圍巖在不受動壓影響下穩定性很好。

圖2 F6207輔運巷不同應力階段圍巖位移監測曲線Fig.2 Monitoring curves of surrounding rock displacement at different stress stages of F6207 auxiliary haulage roadway

F6207輔運巷在受F6206工作面采動影響階段，超前F6206工作面60 m左右時，圍巖位移開始有明顯增長；隨著與工作面距離越來越近，圍巖位移量增幅加大；滯后F6206工作面后，位移量增長幅度更大，滯后約120 m時位移量增幅達到最大，之后圍巖開始趨于穩定?？梢缘贸觯徑ぷ髅鏈蟛蓜討o運巷影響要強于超前采動應力。輔運巷底鼓量最大達到418 mm，兩幫變形累計超過700 mm，煤柱側幫變形大于工作面側幫，頂板變形較小。

F6207輔運巷在受本工作面即F6207B工作面超前采動影響階段，圍巖變形量繼續加大。距工作面約100 m時，測站處圍巖位移量開始有增長，距工作面約70 m時，圍巖位移量大幅增長，直至回采結束。底鼓量累計超過800 mm，兩幫位移量合計達1 460 mm，煤柱側幫產生明顯的內擠，頂板下沉量達到267 mm，但穩定程度尚好。

3 二次動壓巷道圍巖應力與破壞數值模擬

3.1 數值模型建立

利用FLAC3D模擬F6207B工作面輔運巷在不同階段的圍巖應力與塑性破壞區分布情況，分析二次動壓巷道應力特征。根據工作面巷道布置關系建立對應的數值模型，模型尺寸為835 m×400 m×200 m，劃分為244 600個單元和259 210個節點，由于煤層厚度很大，模型對頂底板巖層進行了簡化，數值模型如圖3所示。以在不連溝礦獲取的地質力學測試數據及前人研究設置的參數取值設計煤巖層物理力學參數，見表1。地應力按照實測數據取為最大水平主應力17.39 MPa，最小水平主應力8.92 MPa，垂直主應力8.78 MPa，邊界條件取為上部為自由邊界，四周和底部采用鉸支。模擬巖體采用Mohr-Coulomb準則，錨桿索支護采用Cable單元，支護參數按照第2節中所述方案進行模擬設置。

圖3 數值模型Fig.3 Numerical model

表1 數值模型物理力學參數Tab.1 Physical and mechanical parameters of numerical model

3.2 圍巖應力模擬結果與分析

不同應力階段巷道圍巖及煤體垂直應力分布如圖4所示。

由圖4可知，F6207輔運巷在實體煤掘進階段圍巖垂直應力分布與常規相同，在兩幫形成一定的應力集中，最大垂直應力12.38 MPa，應力集中系數1.41。監測位置超前F6206工作面30 m時，煤柱內垂直應力有明顯增長，但巷道圍巖影響區域內垂直應力變化不是很大。監測位置滯后F6206工作面120 m時，煤柱內垂直應力大幅增加，最大垂直應力16.20 MPa，應力集中系數1.85，F6207輔運巷煤柱側幫應力降低，承載能力遭到削弱，在此過程中煤柱側幫產生變形破壞。

圖4 不同應力階段巷道圍巖及煤體垂直應力分布Fig.4 Vertical stress distribution of roadway surrounding rock and coal in different stress stages

F6207B工作面回采過程，監測位置超前F6207B工作面30 m時，F6207輔運巷圍巖和煤柱內的垂直應力都有顯著增高，煤柱內最高應力達到22.61 MPa，應力集中系數2.58，工作面側幫和煤柱側幫最大垂直應力分別為22.71、16.86 MPa，說明F6207工作面超前采動應力和F6206工作面采空區應力疊加造成了巷道圍巖的高應力集中，容易造成嚴重的變形破壞。

3.3 圍巖破壞模擬結果與分析

不同應力階段巷道圍巖及煤體塑性區分布如圖5所示。

圖5 不同應力階段巷道圍巖及煤體塑性區分布Fig.5 Distribution of surrounding rock and coal body plastic zone in different stress stages

巷道圍巖塑性區范圍可以反映出巷道在掘進和工作面回采影響下圍巖的擾動情況，由圖5可知，F6207輔運巷在實體煤掘進階段受較高水平應力作用，頂底板塑性區較大，在1.0～1.5 m時，以剪切破壞為主；兩幫塑性區范圍在0～1.0 m，主要以淺部拉伸破壞為主。超前F6206工作面30 m時，巷道頂底板和工作面側幫出現明顯的塑性區范圍擴大，但擴大程度不是很高，基本在支護控制范圍內。滯后F6206工作面120 m時，巷道圍巖塑性區范圍進一步擴大，其中煤柱幫塑性區范圍增幅最大，其他部位塑性區也有較大擴展。超前F6207B工作面30 m時，巷道頂底板和兩幫塑性區范圍都較大，說明圍巖在二次采動應力疊加作用下整體破壞范圍出現大幅擴展。

4 二次動壓巷道變形破壞與應力特征總結

通過對F6207輔運巷不同應力階段變形監測和應力模擬，總結得出不連溝煤礦綜放工作面二次動壓巷道變形與應力特征。

(1)二次動壓巷道在超前上區段工作面60 m左右時圍巖位移開始增長，并隨著與上區段工作面距離越來越近，位移增幅加大，塑性區范圍逐漸擴展，但超前上區段工作階段圍巖應力增長不大。

(2)二次動壓巷道在滯后上區段工作面階段圍巖位移開始大幅增長，滯后上區段工作面約120 m時位移量增幅最大，塑性區范圍進一步擴大，巷道圍巖承載能力下降。

(3)二次動壓巷道在本工作面超前影響階段，工作面超前支承應力與采空區側向應力疊加造成巷道圍巖高應力集中，致使巷道圍巖塑性破壞大幅擴展，底鼓量達到800 mm，兩幫變形量接近1 500 mm，煤柱幫變形量大于工作面幫，頂板存在一定下沉量但尚能夠保持穩定。

5 圍巖控制技術

5.1 圍巖控制理念

基于前文分析的綜放工作面二次動壓巷道變形與應力特征有針對性地提出圍巖控制技術理念，主要為“強幫控頂、高支護材料強度、高圍巖控制剛度”，具體表述如下。

(1)強幫控頂。根據前文得出的二次動壓巷道圍巖各部位的變形特征，巷道兩幫在動壓作用下變形劇烈，煤柱側幫變形更為嚴重。因此，應著重加強對幫部支護的重視程度，改變過去強頂弱幫的支護理念，幫部支承能力的增強也對控頂有積極作用[10-11]。

(2)高支護材料強度。隨著二次動壓巷道圍巖變形破壞，經常出現錨桿和錨索破斷現象，針對這種情況，應提高支護材料的強度，保證其抗拉抗剪能力。對于動壓巷道，錨桿直徑一般應達到22 mm，屈服強度不低于500 MPa；錨索索體應選用直徑21.8 mm，屈服強度1 860 MPa級鋼絞線，并有一定的延伸性能。

(3)高圍巖控制剛度。二次動壓巷道出現嚴重變形，主要在于圍巖與支護形成的錨固體的剛度不足，在高應力環境下抗變形的能力弱。提高圍巖剛度的最有效方法為對支護體施加高預應力并實現其有效擴散[12-15]，原有支護方案中幫部右旋全螺紋錨桿螺距較大，扭矩轉化成預緊力效率較低，更換為左旋無縱筋螺紋鋼錨桿并提高扭矩施工要求，采用大面積護表構件實現預應力有效擴散到圍巖中。

5.2 新掘二次動壓巷道支護方案

基于以上圍巖控制技術理念，設計新掘二次動壓巷道F6217輔運巷支護方案如下。

(1)頂板支護。頂板錨桿為左旋無縱筋螺紋鋼，直徑22 mm，屈服強度500 MPa，長度2.4 m，間排距1 000 mm×1 000 mm，配150 mm×150 mm×10 mm拱形托板，樹脂加長錨固，預緊扭矩不低于400 N·>m，錨桿間用寬280 mm、厚4 mm的W鋼帶聯結，配合鋼筋網護頂。頂板錨索規格為1×19股、直徑21.8 mm，長度6.3 m，間排距2 000 mm×2 000 mm，配300 mm×300 mm×14 mm 拱形托板，樹脂端部錨固，錨索預緊力不低于300 kN。

(2)巷幫支護。幫部錨桿規格與頂板相同，采用W鋼護板作為加大護板，配合菱形金屬網護幫。煤柱幫打設1排補強錨索，錨索索體力學規格與頂板相同，長度4.3 m，排距2 000 mm。與原支護方案相比，新支護方案對煤柱幫進行了重點加強，采用強力幫錨索限制動壓下煤柱幫內移，達到強幫控頂的作用。對錨桿和錨索強度規格進行了優化提升，提高了支護材料的強度。通過提高錨桿扭矩要求，并用大面積護表構件W鋼帶(W鋼護板)代替H型鋼筋梯梁，實現了錨桿支護高預應力和強力護表。通過以上主要支護變更，實現了“強幫控頂、高支護材料強度、高圍巖控制剛度”的圍巖控制理念。

支護斷面如圖6所示。

圖6 F6217輔運巷支護設計示意Fig.6 F6217 schematic diagram of supporting design for auxiliary haulage roadway

5.3 新支護方案應用效果

F6217輔運巷應用新支護技術方案后，對錨桿索受力和圍巖表面位移進行了監測，監測結果如圖7所示。圍巖經歷鄰近工作面F6216工作面采動影響后，各部位錨桿受力基本在80～130 kN，整體受力狀況良好，低于錨桿的屈服載荷，錨索受力一般在280～400 kN，沒有發生錨索破斷的現象。從表面位移變化量看來，圍巖頂板下沉量在100 mm以內，兩幫內移量小于300 mm，煤柱幫內移量在200 mm以內，相比F6207輔運巷同期圍巖變形量大幅減小，圍巖控制效果良好。

圖7 F6217輔運巷礦壓監測曲線Fig.7 Ground pressure monitoring curve of F6217 auxiliary haulage roadway

6 結論

(1)通過現場監測和數值模擬分析得出不連溝煤礦綜放工作面二次動壓巷道變形破壞與應力演化特征，二次動壓巷道在超前上區段工作面60 m左右時圍巖位移和塑性破壞區開始增長，應力增量不大；滯后上區段工作面約120 m時圍巖位移和塑性區區增幅最大；該工作面超前影響階段由于兩工作面應力疊加，使兩幫和底板造成嚴重變形破壞。

(2)提出“強幫控頂、高支護材料強度、高圍巖控制剛度”的圍巖控制技術理念。改變過去強頂弱幫的支護理念，增加強力幫錨索實現幫部支承能力高，限制幫部變形對控頂有積極作用。對錨桿和錨索強度規格進行了優化提升，提高了支護材料的強度。大幅提高錨桿扭矩，并采用大面積護表構件，實現了錨桿支護高預應力和強力護表。

(3)應用“強幫控頂、高支護材料強度、高圍巖控制剛度”的圍巖控制技術方案后，二次動壓巷道圍巖經歷上區段工作面采動影響后，圍巖錨桿受力在80～130 kN，錨索受力在280～400 kN，均在極限性能指標以內。表面位移量最大部位控制在200 mm以內，相比同類巷道原支護方案位移量大幅減小，達到了圍巖有效控制目的。