近距離不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷分區(qū)控制研究

劉華博，孟凡凈，花少震，王 浩

（1.河南工學(xué)院 機(jī)械工程學(xué)院，河南 新鄉(xiāng) 453003；2.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454000）

近距離煤層下行開采時，上覆遺留煤柱形成的集中應(yīng)力通常對下位煤層開采產(chǎn)生附加應(yīng)力[1-3]，加劇了覆巖結(jié)構(gòu)位態(tài)變化及運(yùn)動，因此保障采空區(qū)下近距離煤層巷道圍巖穩(wěn)定顯得尤為重要。國內(nèi)外學(xué)者們圍繞采空區(qū)下近距離煤層巷道圍巖變形破壞及控制技術(shù)開展了大量的研究工作，取得了如巷道合理位置布置[4-7]、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[8]、底板影響深度及分區(qū)[9]、控制重難點特征[10-12]、應(yīng)力及位移分布規(guī)律[13-16]、覆巖位態(tài)結(jié)構(gòu)[17]、畸變破壞特征[18-19]及其分區(qū)域支護(hù)技術(shù)[20-24]等方面的諸多有益成果,并在不同地質(zhì)條件下取得了成功應(yīng)用，保障了近距離煤層的安全有序回采。但現(xiàn)有研究成果中，鮮有關(guān)于近距離煤層不規(guī)則采空區(qū)下復(fù)雜賦存條件綜放煤巷的分區(qū)失穩(wěn)特征及控制的研究。基于此，針對小峪煤礦近距離厚煤層不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖的控制難題，開展巷道圍巖地質(zhì)雷達(dá)探測及鉆孔窺視，結(jié)合理論計算確定了巷道圍巖畸變破壞范圍；數(shù)值模擬研究了綜放煤巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，揭示了圍巖分區(qū)域非對稱失穩(wěn)破壞特征；針對性提出了近距離不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷的分區(qū)域組合支護(hù)技術(shù)，現(xiàn)場工程試驗證實煤巷圍巖控制效果良好。

1 工程概況

試驗礦井3#煤層平均煤厚8.48 m，煤層傾角約6°，其下部5#煤層埋深約250 m，煤層平均厚度約7.41 m，煤層傾角約6°，屬穩(wěn)定可采煤層，采用綜合機(jī)械化放頂煤開采方式，采高3 m，放煤高度約4.41 m，5#煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖如圖1。

圖1 5#煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of roof and floor of 5#coal seam

3#煤與5#煤層間距約30 m，屬近距離煤層。試驗對象為下位5#煤層8204 工作面區(qū)段平巷，其上方3#煤層各工作面已采空，為不規(guī)則分布的采空區(qū)，8204 工作面相對上位不規(guī)則采空區(qū)布置如圖2。8204 工作面綜放煤巷斷面為寬4.8 m×高3.2 m 矩形巷道，沿5#煤層底板布置。

圖2 8204 工作面相對上位不規(guī)則采空區(qū)布置圖Fig.2 Layout of 8204 coal face and upper irregular goaf

由于經(jīng)歷了上位放頂煤工作面劇烈動壓擾動影響，上煤層底板破壞深度大，導(dǎo)致下方工作面在回采期間必將經(jīng)受2 個放頂煤工作面支承應(yīng)力的疊加影響，導(dǎo)致巷道圍巖控制難度大。再者，由于5#煤層采準(zhǔn)巷道支護(hù)設(shè)計以經(jīng)驗為主、缺乏理論依據(jù)支撐，隨處可見圍巖大變形、頂板網(wǎng)兜及錨桿索支護(hù)失效等現(xiàn)象。鑒于此，需開展采空區(qū)下近距離厚煤層綜放煤巷圍巖失穩(wěn)破壞研究，據(jù)此針對性設(shè)計支護(hù)方案，確保煤巷圍巖的穩(wěn)定性。

2 綜放煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征

為探究近距離厚煤層典型試驗煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征，運(yùn)用地質(zhì)雷達(dá)、鉆孔窺視及理論計算3 種方法分析8204 工作面綜放煤巷的破壞狀況，為巷道支護(hù)設(shè)計提供數(shù)據(jù)支撐；同時，采取數(shù)值模擬的方法研究了圍巖應(yīng)力分布及塑化運(yùn)移狀況，進(jìn)而揭示煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征。

不同位置煤巷圍巖地質(zhì)雷達(dá)與鉆孔窺視對比圖如圖3。

圖3 不同位置煤巷圍巖地質(zhì)雷達(dá)與鉆孔窺視對比圖Fig.3 Contrast of geological radar and borehole peeping in different positions of coal roadway

2.1 地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果及分析

地質(zhì)雷達(dá)探測共布置16 條測線，分別選取工作面區(qū)段巷道普通區(qū)域、A 區(qū)、B 區(qū)（包括殘留煤柱下方應(yīng)力集中區(qū)巷道）及C 區(qū)各2 個位置的實體煤及回采側(cè)幫布置測站，每條測線長度不少于1 000 道，探測結(jié)果顯示：A 區(qū)、B 區(qū)（殘留煤柱下方巷道）及C區(qū)雷達(dá)測試結(jié)果類似，因此選取普通區(qū)及B 區(qū)圍巖控制難度極大的上位煤層殘留煤柱下方應(yīng)力集中區(qū)巷道探測結(jié)果進(jìn)行分析。

地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果顯示：普通區(qū)巷道實體煤側(cè)圍巖橫向裂隙連通范圍從巷道壁面延伸至1.80 m，1.80 m 以里圍巖仍出現(xiàn)斷續(xù)發(fā)育的橫向裂隙，此處橫向裂隙發(fā)育位置存在一定程度的結(jié)構(gòu)面弱化帶；普通區(qū)巷道回采幫淺部1.95 m 范圍內(nèi)圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育較為明顯，幫部1.95 m 向深部延伸仍存在一定程度的橫向裂隙，但相對淺部圍巖裂隙數(shù)量顯著降低，由此得出了巷道回采幫松動圈范圍略大于實體煤幫，但兩幫圍巖裂隙顯著發(fā)育范圍均沒有超過2.0 m。B 區(qū)上位煤層殘留煤柱下方應(yīng)力集中區(qū)巷道實體煤側(cè)淺部2.25 m 以內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育顯著，回采側(cè)幫2.50 m 范圍內(nèi)圍巖存在不同程度裂隙。由不同區(qū)域圍巖裂隙發(fā)育特征可以得出，殘留煤柱下方巷道圍巖破壞程度明顯大于普通區(qū)域巷道。

2.2 鉆孔窺視結(jié)果及分析

為了進(jìn)一步分析綜放煤巷圍巖松動圈范圍，采取鉆孔窺視的方法, 分別選取工作面區(qū)段巷道普通區(qū)域、A 區(qū)、B 區(qū)及C 區(qū)各2 個位置頂板、實體煤及回采側(cè)幫布置測站，分析巷道圍巖裂隙發(fā)育狀況，同時鉆孔窺視結(jié)果可消除上述介電常數(shù)變化異常區(qū)域由含水量的突增變化的影響，亦可對上述地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果實現(xiàn)相互驗證。結(jié)果表明:A 區(qū)、B 區(qū)及C區(qū)鉆孔窺視結(jié)果近似一致，因此選取普通區(qū)及C 區(qū)圍巖窺視結(jié)果進(jìn)行分析。

由普通區(qū)域綜放煤巷頂板鉆孔窺視結(jié)果可以看出：頂板淺部1.8 m 內(nèi)煤體較為破碎，1.8～3.6 m 內(nèi)存在不同程度發(fā)育的縱向裂隙，超過3.6 m 時圍巖裂隙顯著減少，頂板逐漸趨于穩(wěn)定；實體煤幫淺部1.2 m 及回采幫淺部1.4 m 范圍內(nèi)圍巖裂隙較為發(fā)育，煤體較為破碎，超過此范圍后兩幫煤體裂隙數(shù)量明顯變少，圍巖逐漸趨于穩(wěn)定，在此基礎(chǔ)上，圍巖可以發(fā)揮良好的錨固效果；不規(guī)則采空區(qū)下C 區(qū)頂板淺部5.2 m 范圍內(nèi)圍巖存在各類不同程度的裂隙，圍巖破壞范圍大，超過5.2 m 后裂隙逐漸減少，圍巖漸趨穩(wěn)定；實體煤幫及回采幫煤體裂隙發(fā)育較為顯著區(qū)域范圍分別為2.9 m 和3.2 m，由此得出了不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖破壞程度顯著強(qiáng)于普通區(qū)域圍巖，這亦驗證了上述地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果的合理性。為了發(fā)揮良好的錨桿錨固效果，提出煤巷兩幫錨桿長度不應(yīng)小于2.0 m。同時，現(xiàn)場測試得出了采空區(qū)下方煤巷的劇烈擾動范圍為采空區(qū)邊界正下方向兩側(cè)延伸約40 m。

綜上所述，采空區(qū)下與普通區(qū)域綜放煤巷破壞特征存在顯著差異，因此，提出不規(guī)則采空區(qū)下與普通區(qū)域綜放煤巷應(yīng)采取差異化支護(hù)方案，即普通區(qū)域圍巖采取常規(guī)支護(hù)方案，采空區(qū)下位巷道需采取加強(qiáng)支護(hù)措施（考慮到安全系數(shù)，加強(qiáng)支護(hù)應(yīng)在采空區(qū)邊界正下方向兩側(cè)拓展50 m 范圍內(nèi)）。

2.3 極限平衡區(qū)理論分析煤巷圍巖破壞特征

根據(jù)礦山壓力與巖層控制理論，綜放煤巷兩幫圍巖極限平衡區(qū)范圍x0可由式（1）計算得出：

式中：m 為5#煤層開采高度，取7.41 m；H 為5號煤層采深，約為250 m；ρ 為5#煤層上覆巖層的平均密度，取2.5 t/m3；A 為側(cè)壓系數(shù)，取1.2；φ0為煤層的內(nèi)摩擦角，取30°；c0為煤層的平均黏聚力，取0.6 MPa；k 為煤巷兩幫的應(yīng)力集中系數(shù)，取值于數(shù)值模擬計算結(jié)果；pz為煤巷兩幫的支護(hù)強(qiáng)度，取0.25 MPa。

根據(jù)試驗礦井5#煤層8204 綜放工作面以上相關(guān)參數(shù)值，將其代入式（1）計算可得，8204 綜放工作面煤巷兩幫圍巖極限平衡區(qū)范圍約2.15 m，與上述現(xiàn)場測試結(jié)果近似一致。

2.4 煤巷圍巖應(yīng)力分布及失穩(wěn)特征

為了闡明綜放煤巷在經(jīng)歷本工作面回采過程中應(yīng)力分布情況，建立能準(zhǔn)確反映現(xiàn)場工程實際相一致的采空區(qū)下近距離厚煤層巷道圍巖三維數(shù)值模型，分析開挖擾動作用下圍巖變形破壞與垂直應(yīng)力分布規(guī)律，闡明煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征。

構(gòu)建的近距離厚煤層不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖數(shù)值計算模型尺寸為：長650 m、寬600 m、高230 m，模型四周鉸支、底部固支，上部為自由邊界，模型本構(gòu)關(guān)系為Mohr-Coulomb 基本準(zhǔn)則，基于Hoek-Brown 準(zhǔn)則[25-26]處理后的煤巖層力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 巖層力學(xué)參數(shù)表Table 1 Mechanical parameters of rock stratum

基于上位3#煤層各工作面回采結(jié)束后，研究5#煤8204 工作面回采進(jìn)程中圍巖應(yīng)力分布狀況。以工作面回采90 m 為例，綜放煤巷圍巖應(yīng)力分布云圖如圖4。

圖4 綜放煤巷圍巖應(yīng)力分布云圖Fig.4 Surrounding rock stress distribution in fully mechanized top-coal caving roadway

由圖4 可知：受上位各工作面回采影響，位于3#煤層各工作面正下方的5#煤體均處于擾動破壞的應(yīng)力低值區(qū)，但位于上煤層工作面殘留煤柱下方應(yīng)力高度集中的綜放煤巷圍巖應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.54；工作面前方動態(tài)移動的劇烈動壓擾動影響范圍約26 m，因此工作面超前支護(hù)范圍應(yīng)不小于26 m；8204 工作面自開切眼回采至50 m 過程中，由于本工作面距離上位工作面采空區(qū)距離較遠(yuǎn)，上位煤層工作面采空區(qū)及遺留煤柱對8204 工作面開采影響較小；當(dāng)工作面開采至90 m 時，位于8204 工作面下方的煤層處于已發(fā)生破壞的應(yīng)力低值區(qū)，引起超前應(yīng)力僅由工作面前方一部分煤體承擔(dān)，且此位置處煤體處于上位東4801 工作面與8204 工作面的應(yīng)力疊加，工作面前方支承壓力顯著增大，易引起前方煤體大范圍畸變破壞。鑒于此，提出8204 工作面回采至90 m 時應(yīng)加強(qiáng)對圍巖應(yīng)力、位移、支護(hù)構(gòu)件受力等礦壓指標(biāo)的及時監(jiān)測，亦可采取卸壓等方式提前釋放工作面超前段圍巖應(yīng)力。

以超前工作面10、50、80 m 為例，綜放煤巷兩幫圍巖應(yīng)力分布曲線如圖5。

圖5 煤巷兩幫圍巖應(yīng)力分布曲線Fig.5 Stress distribution curves in two sides of the roadway

由圖5 可知：超過工作面前方50 m 時巷道兩幫圍巖近似趨于穩(wěn)定，此時巷道兩幫圍巖應(yīng)力峰值區(qū)范圍均為2.5 m；當(dāng)距離工作面10 m 時，巷道兩幫圍巖應(yīng)力值顯著增加，實體煤幫與回采幫圍巖應(yīng)力峰值分別為15.63 MPa 和16.31 MPa，應(yīng)力值增幅分別為62.98%和61.17%，應(yīng)力峰值位置由原來2.0 m增大至2.5 m。

3 采空區(qū)下綜放煤巷圍巖分區(qū)控制技術(shù)

綜放煤巷圍巖分區(qū)域支護(hù)圖如圖6。

圖6 綜放煤巷圍巖分區(qū)域支護(hù)圖Fig.6 Sub-regional support of fully mechanized top-coal caving roadway

1）普通區(qū)支護(hù)。普通區(qū)域綜放煤巷實體煤幫1.80 m、回采幫1.95 m 范圍內(nèi)煤體裂隙發(fā)育，未經(jīng)歷工作面劇烈擾動影響時兩幫圍巖應(yīng)力峰值區(qū)距離約為2.0 m，因此巷道兩幫錨桿長度需不小于2.0 m；巷道頂板3.6 m 內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育，因此對于普通區(qū)域圍巖采取頂板雙排錨索+兩幫鋼筋梯梁網(wǎng)+超前段單體柱等分區(qū)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)（圖6（a））。

2）采空區(qū)下及殘留煤柱下加強(qiáng)支護(hù)。考慮到：①上煤層工作面殘留煤柱下方應(yīng)力高度集中的綜放煤巷圍巖應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.54；②采空區(qū)下方煤巷將經(jīng)歷本放頂煤工作面的劇烈動壓擾動影響，工作面超前單體柱加強(qiáng)支護(hù)范圍應(yīng)不小于26 m。提出在采空區(qū)下向兩側(cè)延伸50 m 及殘留煤柱下煤巷沿頂板及兩幫傾斜補(bǔ)打槽鋼錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)（圖6（b））。槽鋼錨索錨固點位于巷道兩肩窩處的三向受壓巖體內(nèi)，為發(fā)揮對圍巖的錨固力提供了較好的承載基礎(chǔ)，其施加的復(fù)向預(yù)應(yīng)力迫使頂板巖體處于多向壓應(yīng)力狀態(tài)，顯著提升了頂板圍巖強(qiáng)度。

3.1 普通區(qū)域綜放煤巷圍巖支護(hù)方案

1）頂板支護(hù)。巷道頂板布置5 根φ22 mm×2 400 mm 螺紋鋼錨桿及2 根φ17.8 mm×9 500 mm 單體錨索支護(hù)，錨桿間排距1 000 mm×1 100 mm，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm，錨桿與錨索鐵托盤規(guī)格分別為170 mm×170 mm×10 mm 與300 mm×300 mm×10 mm。工作面前方30 m 采取單體柱動態(tài)加強(qiáng)支護(hù)。

2）兩幫支護(hù)。煤巷兩幫各布置2 根φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 100 mm，鐵托盤規(guī)格為120 mm×120 mm×8 mm，上下2 根錨桿采用鋼筋梯組合為一體，頂板及兩幫均鋪設(shè)鉛絲網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。

3.2 采空區(qū)及殘留煤柱下煤巷加強(qiáng)支護(hù)方案

1）頂板支護(hù)。頂板每2 排單體錨索中間傾斜補(bǔ)打2 根φ17.8 mm×9 500 mm 槽鋼錨索加強(qiáng)支護(hù)，補(bǔ)打后的頂板錨索間排距為1 600 mm×800 mm。

2）兩幫支護(hù)。兩幫傾斜補(bǔ)打2 根φ17.8×5 000 mm錨索配套槽鋼進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，幫部槽鋼錨索間排距為1 600 mm×2 400 mm。

3.3 支護(hù)效果

分別在普通區(qū)域、采空區(qū)下及殘留煤柱下方煤巷設(shè)置測站監(jiān)測圍巖變形量，不同區(qū)域綜放煤巷圍巖礦壓觀測曲線如圖7（采空區(qū)下及殘留煤柱下方煤巷圍巖監(jiān)測結(jié)果近似一致，此處僅展示采空區(qū)下方煤巷圍巖觀測結(jié)果）。

圖7 不同區(qū)域綜放煤巷圍巖礦壓觀測曲線Fig.7 Observation curves of fully mechanized top-coal caving roadway in different regions

由圖7 可知：工作面前方75 m 以外圍巖變形量增速較緩，近似趨于穩(wěn)定；工作面前方45～75 m 位置處圍巖受到工作面回采擾動影響，圍巖位移快速增長；工作面前方45 m 處礦壓顯現(xiàn)較為劇烈，圍巖移近量顯著增加；在工作面位置處普通區(qū)域及采空區(qū)下煤巷圍巖位移均控制在合理范圍之內(nèi)，且未出現(xiàn)錨桿索破斷現(xiàn)象，煤巷圍巖控制效果良好。因此，采取以上分區(qū)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)實現(xiàn)了對普通區(qū)、采空區(qū)下及殘留煤柱下煤巷圍巖的穩(wěn)定性控制，保障了近距離厚煤層工作面的安全正常回采。

4 結(jié) 語

1）將試驗巷道劃分為普通區(qū)、采空區(qū)下及殘留煤柱下等多個區(qū)域，通過地質(zhì)雷達(dá)探測及鉆孔窺視得出普通區(qū)巷道頂板3.6 m、實體煤側(cè)1.8 m、回采側(cè)1.95 m 及采空區(qū)下巷道頂板5.2 m、實體煤幫2.9 m、回采幫3.2 m 及殘留煤柱下煤巷實體煤側(cè)2.25 m、回采幫2.50 m 內(nèi)圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育，煤體較為破碎，揭示了巷道回采幫松動圈范圍均大于實體煤幫0.5 m 的非對稱破壞特征。

2）根據(jù)現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果并結(jié)合極限平衡區(qū)理論，得出了煤巷兩幫圍巖的塑化范圍為2.15 m；闡明了上位煤層殘留煤柱下部應(yīng)力集中區(qū)煤巷及不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖破壞程度顯著強(qiáng)于普通區(qū)域圍巖的變形破壞規(guī)律，這亦驗證了上述地質(zhì)雷達(dá)探測及鉆孔窺視結(jié)果的合理性。

3）數(shù)值模擬結(jié)果表明：上煤層工作面殘留煤柱下方綜放煤巷圍巖應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.54；工作面前方劇烈動壓擾動影響范圍為26 m。提出了工作面超前動態(tài)加強(qiáng)支護(hù)距離為30 m；闡明了當(dāng)工作面開采至90 m 時，由于受上位已回采工作面及本工作面開采引起的應(yīng)力場疊加，需加強(qiáng)對綜放煤巷圍巖的礦壓觀測。

4）基于綜放煤巷圍巖松動破壞程度及應(yīng)力分布規(guī)律，提出普通區(qū)煤巷頂板雙排錨索+兩幫鋼筋梯梁網(wǎng)+超前段單體柱、采空區(qū)下及殘留煤柱下煤巷頂板及兩幫槽鋼錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)的分區(qū)域聯(lián)合控制技術(shù)。現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果證實聯(lián)合支護(hù)技術(shù)有效解決了不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖的控制難題。