深井高地應力動壓巷道變形特征及切頂護巷技術研究

張建樂，張廣杰

（1.河南明德礦山技術開發有限公司，河南 焦作 454003；2.河南理工大學河南理工產業技術研究院，河南 焦作 454003）

0 引言

隨著煤礦開采技術的快速發展，開采條件從淺部發展至深部，其巷道將會處于特殊復雜的應力環境中，尤其是動壓影響區域巷道圍巖完整性較差[1]。煤礦開采深度逐年向深部延伸，其所處地質條件復雜程度加大，巷道支護比較困難，尤其是動壓巷道再經受多次回采動壓影響后治理更加困難[2-3]。

針對深井動壓巷道破壞發生機制及其控制技術方面，諸多科研工作者作了不少的研究工作。康紅普等[4]通過研究發現，高強預應力強力錨索的預應力對主動支護非常關鍵，并提出高壓錨注-噴漿協同控制技術。王連國等[5]通過構建非等壓時巷道破壞力學模型，揭示了動壓軟巖巷道破壞機理，提出采用錨網索、錨注聯合支護技術，現場試驗效果良好；許興亮等基于綜合手段研究分析了曹村礦水平大巷變形破壞特征，提出軟巖大巷圍巖控制思路，現場應運后有效治理了大巷變形問題。陳曉祥等[6]基于綜放回采巷道受動壓影響后發生破壞的主因是其幫部圍巖塑性區出現剪切滑移面滑移破壞，應主動對該區域進行加固處理，提出“攜頂底，控兩幫”支護思路。郭志彪等[7]針對千米深井動壓巷道現場破壞狀況，找出了其變形的關鍵原因，采用卸壓及恒阻錨索支護技術在場應運后明顯改善了巷道變形。基于控制圍巖變形的問題，許多科研工作者通常利用增加支護密度和支護強度以及多種方式聯合支護的方式抑制巷道變形。但因不同礦區生產地質條件差異性較大，尤其是深部巷道自身條件也較差造成深部動壓回采巷道失穩及控制問題仍需深入研究實踐。而針對大埋深、高瓦斯礦井，煤層較軟且其頂板堅硬，大煤柱條件下沿空巷道變形機理及防治措施研究較少，本文針對保安煤礦以往大煤柱巷道（煤柱寬度44 m）在臨近工作面回采后，巷道頂板破碎且下沉量大，幫鼓和底鼓十分嚴重，在本工作面回采前需重新返修后才能使用的問題，結合現場調研和巷道礦壓總結結果，理論分析了動壓巷道破壞特征，根據其變形破壞的關鍵因素，提出以切頂卸壓的手段進行治理，為大埋深動壓巷道的圍巖控制提供技術借鑒。

1 工程背景

保安煤礦15110（全文簡稱15110）工作面開采15 號煤層，15110 進風順槽中部的I-3 號勘探鉆孔揭露15 號煤層厚度為3.43 m。15110 工作面巷道掘進時揭露煤層厚度3.2～4.65 m，平均4.07 m，煤層傾角0°～10°。本工作面煤層穩定可采，煤層普氏系數0.67。本工作面埋深在763～884 m 之間，其地溫在28～31 ℃，采用一次采全高綜采的采煤方式（見圖1）。

圖1 工作面布置示意圖

深井高地應力動壓回采巷道破壞受其地質力學環境影響較大。該礦工作面埋深大，地應力大，還受工作面采動的劇烈影響，且雙巷掘進時煤柱寬度高達44 m，臨近工作面回采后，大煤柱巷道圍巖變形破壞十分嚴重，返修工程量大，本工作面回采期間大煤柱巷道仍然變形嚴重，嚴重影響工作面的正常生產。因此，通過研究深井高地應力動壓巷道大變形的關鍵因素，找出合理有效的治理手段。

2 動壓巷道變形破壞特征

2.1 動壓巷道破壞現狀分析

15110 進風順槽煤柱寬度44 m，15108 工作面回采過后，底鼓量高達1 m，兩幫移近量達1.5 m，頂板出現明顯的破裂的現象且下沉量約0.5 m。其破壞嚴重區域已影響巷道的正常使用。由于修巷期間最為困難的工作面就是擴幫，因此，頂板下沉和幫鼓是動壓巷道治理關鍵部位，也是深部動壓巷道控制的難點。大煤柱巷道變形素描如圖2 所示。

圖2 大煤柱巷道礦壓顯現特征及擴修斷面圖

現場觀測時發現擴修期間原施工的錨索和錨桿有破斷顯現，檢查斷口情況發現，斷口附近桿體有明顯變形，有“S”型和“L”型，錨索斷裂處大部分成劈裂狀，分析錨桿和錨索在受拉應力的同時因承受較大剪應力導致斷裂。根據其礦壓顯現特征初步判斷巷道在一次開挖支護時錨桿（索）的預應力不合適導致圍巖受壓后產生水平位移導致錨桿（索）承受剪應力增加，在綜合作用下導致錨桿（索）破斷進而整個支護體系失效，巷道劇烈變形影響安全生產。

2.2 動壓巷道破壞主因分析

巷道破壞的關鍵是其地質條件、圍巖賦存環境以及施工條件等綜合影響的結果。巷道變形破壞主要受地質、開采因素影響較大，一是地質方面，如保安礦15 號煤層埋深已達800 m，巷道所處的地應力環境較高，幫部煤層硬度系數僅為0.67，底板為泥巖，導致巷道圍巖承載能力弱、巖性較差、強度較低，以及底板遇水后造成圍巖強度更弱；通過現場對頂板及幫部窺視發現，裂隙較多，完整性不好。因此，巷道圍巖塑性區范圍較大，自穩能力較差，巷道受力受由頂板轉移至幫底，加大了幫鼓和底鼓，進而造成巷道破壞嚴重。二是開采方面，由于保安礦15 號煤層所處埋深較大，工作面開采后采動壓力較大，巷道圍巖受力較大，引起塑性區進一步擴展，超出原支護的控制區域，進而造成支護失效。另外，由于該礦回采巷道煤柱寬度44 m，本身就處于高地應力范圍，進一步造成巷道大變形。

3 切頂護巷技術研究

3.1 切頂卸壓護巷技術原理（見圖3）

基于以切斷基本頂為主的切頂護巷技術基本原理：工作面回采之前，超前一定距離內，采用爆破、水力切割或密集鉆孔等手段弱化采空區、煤柱上覆基本頂之間的應力聯系，待工作面回采之后，避免煤柱幫上方頂板出現“O-X”破斷情況，使采空區側老頂回轉下沉、破斷、垮塌時降低對煤柱的作用，還可削弱側向壓力峰值并使其向深部轉移。

切頂后不但增加頂板碎脹系數，碎脹程度也比自然垮落的大，進一步充實了采空區，提高上覆巖層的承載能力，降低對臨空巷道的影響；還使采空區懸頂長度減小，避免應力三角區的存在。鑒于巖石垮塌后的體積變大，老頂垮塌后的碎脹系數通常是1.3～1.5，堆積高度比原頂部垮落巖石高度大。而影響碎脹系數的關鍵則是巖石垮塌后塊體大小及排列狀態。因此，切頂主要目的是使頂板巖石易于垮塌、塊體大小適宜，使碎脹系數變大，切頂高度是否合理對采空區垮落矸石能否填實采空區起到關鍵作用，進一步使覆巖活動降低臨空巷道受采動影響。

3.2 切頂卸壓數值模擬分析

3.2.1 建立模型

根據15110 工作面所處的地質條件，采用FLAC3D模擬軟件構建數值模型，其尺寸為400 m×180 m，底部固定豎向位移，兩邊固定橫向位移。模型上邊界賦予18.5 MPa 的垂直應力表示礦井實際的埋深壓力。通過模擬不同切頂高度（不切時、切斷K2 石灰巖及其上方砂質泥巖層位時即10 m、切斷K2 石灰巖及其上方泥質粉砂巖層位時即12 m、切斷K2 石灰巖及其上方K2 上石灰巖層位時即15 m、繼續增加切頂高度即18 m、20 m）條件下的應力分布情況，并對其應力位移分布情況進行對比分析，研究不同切頂高度下巷道變形情況，從而為合理的切頂高度選取提供參考依據。

3.2.2 不同切頂高度時模擬結果分析

在不同切頂高度條件下采空區側向支承壓力分布云圖如圖4 所示。

圖4 切頂高度不同時應力分布

根據數值模擬結果可知：

1）5110 采空區趨于穩定狀態后，采空區側向煤巖體內部一定區域內形成應力集中，而在采空區邊緣一定區域內形成應力降低區。

2）切頂10 m 時側向支承壓力減弱，應力峰值向煤柱側移動，側向應力集中有所改善，底抽巷應力條件有一定的緩解；由于15 號煤層頂部的堅硬頂板厚度為13 m，煤層頂部的堅硬巖層沒有完全被切斷，理論上仍存在3 m 的堅硬頂板可以傳遞應力。

3）切頂12 m 時堅硬頂板仍未完全切斷，應力集中現象依然存在，但較之前應力條件已經有大幅度改善。底抽巷所處的應力環境有明顯的改善，巷道變形得到一定的緩解，變化量減少。

4）切頂15 m 后，上覆堅硬巖層被完全切斷，應力集中基本消除，改善了應力環境，相應的對底抽巷的壓力也有很大程度上的減小。從側向支承壓力圖5 中可以看出，側向支承壓力峰值顯著下降，應力集中現象基本能消失，說明切頂對改善巷道周邊的應力環境具有顯著作用。根據對底抽巷的觀測可以看到，巷道變形量得到明顯的控制，幫部變形及底鼓量大幅度緩解。

圖5 不同切頂高度時側向支承壓力分布曲線

5）為了得出合理的切頂高度，繼續增加切頂高度來進行對比分析是十分必要的。切頂高度為18 m，此時切頂的高度已經超過了15 號煤層頂部堅硬的巖層高度，同樣切斷了堅硬頂板的應力傳遞效應，理論上將更好的改善底抽巷的巷道應力環境，此時的巷道變形量及周邊應力環境與切頂15 m 相差不大。

6）如果切頂高度為20 m，此時切頂的高度將遠遠超出15 號煤層頂部堅硬的巖層高度。理論上可以更好的切斷堅硬頂板的應力傳遞效應，改善沿空留巷的巷道應力環境。從圖6 中可以看出，在切頂高度為10 m 的情況下，巷道應力在鄰近采空區一側同樣有卸壓效應。巷道變形量和應力環境與切頂18 m基本一致。

圖6 不同切頂高度時底抽變形情況

通過對比分析發現，切頂10 m、12 m 時，煤層上覆堅硬巖層未被完全切斷，采空區側一定距離內仍存在應力集中，但巷道變形量有所降低，說明切頂對改善應力環境的起到一定的作用，對控制巷道變形有利。切頂高度15 m 后，上覆堅硬巖層被完全切斷，采空區側應力傳遞被切斷，消除了應力集中，巷道變形量及應力環境得到明顯改善，達到切頂卸壓的目的。基于切頂效果、經濟投入及施工等綜合因素，認為切頂15 m 時較為合理且能夠達到預期效果。

3.3 切頂卸壓關鍵參數確定

3.3.1 切頂孔位置S

切頂孔位置S 是鉆孔開孔距煤幫側的距離。結合工程經驗，S 越小切頂效果越好，鑒于現場施工環境及切頂鉆機的實際狀況，確定S 為1.0 m，確保切頂孔在同一方向上。

3.3.2 鉆孔傾角α、β

鉆孔傾角也應考慮要考慮現場施工環境及切頂鉆機的實際狀況，以及裝藥、切頂后基本頂懸露長度、切頂效果等綜合因素，確定鉆孔傾角向工作面切眼、回采側方向傾斜，即α=75°，β=85°。

3.3.3 鉆孔深度H

對臨空巷道起到關鍵作用的時采空區側向支承壓力的分布狀況，而采空區頂板三角區域的殘留邊界是對側向支承壓力分布起到關鍵作用的，此殘留邊界主要在采空區上覆基本頂內。所以切頂護巷的切頂高度H0就是煤層上覆基本頂上邊界。根據圖7 可知，15110 回風順槽基本頂為K2上石灰巖，因此切縫高度H0確定為K2上石灰巖上邊界。

圖7 爆破鉆孔相關參數示意圖（單位：mm）

鉆孔深度H 可通過如下公式計算：

式中：H0為巷道頂板到超過K2上石灰巖上邊界，取15.02 m；α 為在巷道中線剖面圖中，鉆孔與水平方向的夾角，取75°；β 為在巷道斷面圖中，鉆孔與豎直方向的夾角，取85°；c 為超過K2上石灰巖上邊界距離，取1 m。

根據式（1）計算并結合現場實際鉆孔深度H 取16 m。

3.3.4 鉆孔直徑d 和鉆孔間距l

同樣根據切頂鉆機的實際狀況、切頂效果、施工工程量等因素，確定鉆孔直徑d 為65 mm，鉆孔間距l為2.0 m。

3.3.5 爆破參數

采用2 m 長、Φ48 mm 的O 型聚能管來控制預裂切縫面的形成。采用Φ35 mm，長200 mm、質量200 g的礦用三級乳化炸藥。根據規定，爆破孔封孔長度不低于孔深的1/3。結合15110 回風順槽頂板巖性，單孔裝藥密度取0.8 kg/m3，確定單孔裝藥量確定為9 kg。電雷管正向裝藥，孔內雷管并聯連接，孔間串聯連接。采用黃土炮泥封孔，每次爆破1～3 個炮孔。

3.4 補強支護方案

巷道頂板超前爆破后受爆破應力波的擾動，原支護可能出現松動甚至失效的情況，造成巷道頂板離層、下沉等問題，為預防此情況的發生，需對原支護進行檢驗并加強頂板支護。因此，基于15110 回風順槽實際狀況，采用“走向單體液壓支柱抬棚”對頂板進行補強支護；采用3.2 m 長的π 型梁，“一梁四柱”布置，單體柱間距0.8 m，走向抬棚距離巷道煤柱幫1 m，如圖7 所示。

4 試驗效果分析

為了掌握切頂后15112 進風順槽圍巖活動規律及其切頂后膠帶巷效果，采用十字布點法對巷道兩幫、頂底板移近狀況進行觀測。典型測點結果如圖8所示。工作面回采過后，15112 進風順槽測點距15110工作面40～120 m 時巷道變形最大，隨后基本趨于穩定狀態，頂底板移近量約1.1 m，主要是底鼓量較大，與以往巷道變形相比降低了45%；兩幫移近量約380 mm，與以往巷道變形相比降低了85%；巷道變形得以有效控制，后期巷道再次使用前只需進行起底，返修工程量大幅降低。

圖8 典型測點圍巖變形曲線圖

5 結論

1）通過分析保安煤礦的地質開采條件發現，深部動壓巷道圍巖變形破壞主要受埋深大、地應力高、圍巖以煤層、泥巖為主承載力低等地質因素，強開采動壓、煤柱寬度過大等開采因素影響較大。

2）基于現場情況，提出以切頂基本頂為主的切頂卸壓技術。數值結果表明，切斷15 號煤層上方K2上石灰巖可有效改善臨空巷道圍巖應力環境，能夠有效地控制深井高地應力動壓圍巖變形。

3）現場試驗后，待15110 工作面回采過后，15112進風順槽頂底板移近量約1.1 m，主要是底鼓量較大，與以往巷道變形相比降低了45%；兩幫移近量約380 mm，與以往巷道變形相比降低了85%；且采空區動壓劇烈影響范圍滯后工作面40～120 m 左右。同時滿足了礦井安全高效生產及其使用的要求。