新集二礦深部沿空巷道圍巖結構穩定性分析

周鵬舉 梁國棟 李紀寶

（中煤新集能源股份有限公司新集二礦，安徽 淮南 232000）

我國煤礦地下開采占比超過80%[1]，隨著淺埋煤炭資源不斷開采與枯竭，目前正以每年10～15 m的速度逐漸向深部延伸。受到“三高一擾動”的影響，深部工作面礦壓預測和防治等問題將長期存在和更加突出[2]。

采前合理的工作面設計是保障安全開采的前提，針對深部沿空巷道圍巖穩定性這一技術問題，我國學者采用理論分析、數值模擬和工程實踐等方法[3-4]，對無煤柱、小煤柱、中大煤柱等不同的工況和條件進行了研究[5-6]，成果對煤柱留設和圍巖控制具有指導作用。但是深部沿空掘進巷道圍巖結構穩定性的類型和影響因素復雜、多變，還沒有普遍適用的原理和方法。

中煤新集二礦具有采深大、厚堅硬頂板、留設中等寬度煤柱等典型特點，深部工作面沿空開采過程中潛在“煤柱-頂板”失穩的問題，一直困擾著設計和生產。為了保證安全采掘工程，需要提前辨識深部沿空巷道圍巖結構特征，并分析掘進、回采過程中巷道圍巖結構的穩定性。基于此，該文以新集二礦深部08 工作面沿空風巷為實際背景，闡釋深部沿空巷道圍巖結構特征，評估沿空掘進與回采巷道圍巖穩定性，形成適用于深部沿空巷道圍巖結構“預測-評估-控制”為核心的方法和技術，可為相似條件礦井工作面區段煤柱留設、礦壓分析等提供借鑒。

1 工程概況

1.1 沿空掘巷條件

新集二礦08 工作面位于二水平1 煤組2301 采區東翼，為采區第三個1上煤工作面。待研究的深部08 工作面風巷緊鄰06 采空區（回采時間：2022年6 月—2023 年5 月），區段煤柱寬度為10 m，巷道設計全長870 m，斷面寬和高為5.2 m、3.5 m，底板標高-653.4～-676.8 m，地面標高+13.0～+26.2 m。06 工作面寬度為180 m，平均周期來壓步距15 m。08 工作面風巷布置如圖1。

圖1 深部08 風巷平面布置（m）

1上煤厚約4.4 m，單軸抗壓強度10～12 MPa。直接頂為厚約5 m 砂質泥巖，抗拉強度平均0.7 MPa；基本頂為厚約12 m 中砂巖，抗拉強度平均1.4 MPa；底板為砂質泥巖，厚約1.9 m，抗拉強度約0.6 MPa。頂底板柱狀信息見表1。

表1 工作面頂底板柱狀

1.2 沿空掘巷關鍵問題

當前主要問題：06 采空區回采結束時間相對較短，08 工作面風巷與06 采空區之間預留10 m 中等寬度煤柱，沿空巷道掘進過程中必然造成煤柱塑性擴展，導致局部承載強度降低。如果煤柱處于“彈-塑”過渡狀態，具有掘進誘發煤柱彈性破壞和引起頂板結構失穩的可能性，增加巷道維護和潛在危險。根據工程類比，該礦周邊的相似條件礦井深部沿空巷道在掘進或回采過程中，均出現了不同程度的巷道破壞和支護失效等情況。

因此，需要針對08 工作面風巷典型深部沿空巷道圍巖基本條件，預測和評估沿空巷道圍巖結構穩定性狀態，為下一步掘進和回采工程提供依據。

2 08 工作面沿空風巷頂板結構參數

2.1 10 m 煤柱彈塑性狀態

沿空巷道形成后，巷道煤壁受到采掘擾動和支承壓力變化影響，從煤壁邊緣到深部，將形成破裂區、塑性區和彈性區，其中破裂區和塑性區稱為極限平衡區。設極限平衡區的寬度L1，彈性區的寬度L2，計算公式：

式中：Kd為動壓系數；m 為煤層厚度，m；A為側壓力系數；φ為煤體內摩擦角，（°）；K為應力集中系數；γ為覆巖層平均重度，kN/m3；c為煤體內聚力，MPa；β=1/A；f=tanφ'，φ'為煤層與頂底板接觸面的內摩擦角，（°）。

08 風巷實際埋深約h=700 m，煤層厚度m=4.4 m，煤層內摩擦角φ=35.6°，煤層內聚力c=0.8 MPa，覆巖層平均容重γ=25 kN/m3，側壓力系數A=0.6，應力集中系數取K=1.5～2，動壓系數取Kd=1.2～1.4，β=1/A=1.67，f=tanφ'=tan15°=0.27，計算結果L1≈7～9 m，L2=5～9 m。因此，2L1≥10 m，則沿空巷道掘進后10 m 區段煤柱不存在彈性區分布（即煤柱中間的彈性區寬度為0），進一步分析得到10 m 煤柱整體處于塑性狀態。

2.2 沿空采空區基本頂斷裂線位置

06 工作面回采過程中，基本頂周期破斷運動的同時，能夠沿著采空區邊界形成“側向斷裂”效應。06 采空區基本頂的斷裂線位于08 工作面實體煤壁內側，根據彈性基礎梁力學模型[7]，可求得基本頂斷裂線與煤壁之間的距離X0：

式中：a和b為基本頂巖梁撓曲變形方程特征解，工程上大致取a=b，根據經驗和本礦地質條件，近似取a=b=0.18 m-1；M為煤壁位置等效力矩，近似取45 MPa·m；P為煤壁受到剪力，近似取0.5×106N；N為煤壁受到軸力，近似取1.2×106N；t為Winkler 地基經驗參數，近似取500 MPa；EI為基本頂巖梁抗彎剛度，經驗取1.45×1011N·m2。

通過進一步計算分析，得到06 采空區基本頂斷裂線相鄰08 工作面煤壁之間的距離為X0≈3.7 m。考慮煤壁圍巖變形不均、局部頂板厚度和力學參數變化，預計X0≈3～5 m，平均取X0=4 m。

2.3 沿空采空區關鍵巖塊側向斷裂跨度

06 工作面回采過程中基本頂側向斷裂跨度大小，主要由06 工作面寬度和周期來壓步距等參數決定，參考“兩端固支”周期破斷力學模型的研究結果[8]，確定06 采空區基本頂的關鍵巖塊側向斷裂跨度LK（單位：m），表達式：

式中：S、d分別為沿空工作面寬度和周期來壓步距，m。

根據相鄰的06 工作面寬度S=180 m、周期來壓步距d=15 m，估算06 采空區基本頂的關鍵巖塊側向斷裂跨度大小為LK=16 m，考慮基本頂厚度和力學參數變化等，預計LK=13～17 m。

2.4 關鍵巖塊“懸臂”或“砌體”形態辨析

工作面回采后，基本頂關鍵巖塊可能存在懸臂梁結構和砌體梁結構2 種形態。影響不同形態的主要因素或條件：開采高度、關鍵層距煤層高度。通過分析關鍵層下部巖層垮落、碎漲后是否能超過關鍵層保持穩定結構的最大回轉量，辨析關鍵巖塊“懸臂”或“砌體”形態。關鍵巖塊“懸臂”結構形成條件：

式中：ΔJ為關鍵巖塊回轉量，m；Δmax為能夠懸臂梁結構必要的最大回轉量，m；KS為關鍵層底部垮落巖層碎漲系數；hL為關鍵層距煤層高度，m；h為關鍵層厚度，m；q為關鍵層承受載荷，kN/m2；σc為關鍵層破斷巖塊等效抗壓強度，σc=0.35[σ]；[σ]為關鍵層極限抗壓強度，MPa。

根據開采條件和經驗，近似取Ks=1.15、hL=5 m、h=12 m、[σ]=85 MPa、q=0.025×34.5=0.86 MPa，計算得到關鍵巖塊回轉量ΔJ=3.65 m。而能夠懸臂梁結構必要的最大回轉量Δmax=8.15 m，因此，ΔJ＜Δmax，不滿足關鍵巖塊“懸臂”結構形成條件，即關鍵巖塊形成了砌體梁結構。

2.5 08 工作面沿空風巷頂板結構特征與參數

基于以上結果，08 風巷掘進之前，相鄰的06采空區基本頂關鍵巖塊呈砌體梁結構，關鍵巖塊長度約13～17 m，一側觸矸點位于06 采空區內，一側斷裂點位于08 工作面實體煤壁內側，留設10 m 區段煤柱處于塑性狀態。得到了08 風巷頂板圍巖結構特征與參數，如圖2。

圖2 08 風巷圍巖結構及參數（m）

3 巷道圍巖結構穩定性模擬分析

深部沿空巷道圍巖結構穩定性特征，是煤柱留設、頂板結構及采掘擾動等綜合因素“耦合”的結果，其相互作用過程與結果復雜，通過數值模擬巷道頂板運動和圍巖應力等，進一步確定巷道圍巖結構穩定性。

3.1 模型建立

以08 工作面沿空風巷為工程背景，建立FLAC3D數值計算模型，模型長308 m，寬300 m，高150 m，共計234 000 個單元，244 610 個節點，采用摩爾-庫倫準則，取水平應力與垂直應力一致。如圖3。

圖3 數值模擬模型

3.2 掘進期間結果分析

數值模擬結果如圖4。留設10 m 區段煤柱條件下，掘進期間圍巖塑性區、垂直應力和位移情況：

圖4 掘進期間模擬結果

1）巷道兩側塑性發育，煤柱處于塑性狀態，說明受到掘進擾動和側向支承應力作用，煤柱內部裂隙貫穿，不具有彈性核。

2）應力集中區域從煤柱向實體煤側轉移，煤柱雖有一定的應力集中，但相對較小，煤柱同時具有一定支承強度和保持穩定。

3）巷道掘進對圍巖變形和運動影響較大，煤柱幫變形量300～400 mm，表現為圍巖塑性膨脹和體積擴容，圍巖運動范圍偏向巷道頂底板，采空區圍巖運動不明顯。

3.3 回采期間結果分析

為論證08 工作面回采期間圍巖結構穩定性，繼續在留設10 m 區段煤柱基礎上，模擬本工作面回采。參照相鄰06 工作面周期來壓步距，每次采15 m，共采150 m，如圖5 所示。回采期間圍巖變形和應力演化情況：

圖5 回采期間模擬結果

1）當工作面回采150 m 時，煤柱幫變形在工作面前方50 m 處開始加速，在工作面附近變形速度達到峰值，工作面端頭處煤柱幫變形量約為400 mm，在工作面后方100 m 處趨于穩定，最大變形量達1200 mm。穩定采空區位置距回采工作面約200～300 m。

2）工作面回采150 m 時，工作面前方75 m 處煤柱內最大垂直應力開始增加，直到采空區后方110 m 處最大垂直應力達到峰值，約為37.5 MPa。

3.4 模擬結果小結

模擬得到的08 工作面風巷掘進以及08 工作面回采不同階段相應的巷道圍巖關鍵參數及特征，基本與理論分析結果相吻合。同時，巷道掘進和回采過程中，留設的10 m 煤柱與巷道圍巖、頂板形成了砌體結構，該結構基本滿足掘進及回采不同階段對采空區隔離，以及“煤柱-頂板”穩定控制等作用，并能夠保持相對的完整和穩定。

在滿足其他高應力區治理與檢驗等安全防控條件情況下，新集二礦08 工作面風巷具備了掘進和回采的基本條件。

4 巷道圍巖高應力防控技術

煤柱幫與實體煤幫的支承應力有差異，應力主要集中在實體煤幫。為降低沿空巷道應力集中和增加巷道整體穩定性，實現巷道“低應力”環境，需對實體煤幫集中應力實施卸壓和檢驗。

4.1 卸壓參數

參照《煤層鉆孔卸壓防治方法》，08 工作面風巷實體煤側潛在的高應力區采取大直徑鉆孔卸壓，卸壓孔布置參數：孔直徑150 mm、孔間距3 m、孔深10～15 m（根據實際情況微調），距迎頭小于20 m，鉆孔距巷道底板約1.0 m。鉆孔布置如圖6。

圖6 卸壓鉆孔示意圖（m）

4.2 效果檢驗

主要采用鉆屑法檢測。通過考察每米鉆進排出煤粉量，如果超過或接近臨界指標時，說明具有高應力風險或未達到卸壓效果，同時考察鉆進時動力顯現，常見有聲響、吸（卡）鉆、鉆孔沖擊，或大于3 mm 煤粉顆粒組分超過30%等情況，作為判定卸壓效果的輔助指標，見表2。

表2 鉆屑法檢驗指標

5 結論

1）深部沿空巷道圍巖結構穩定性與煤柱留設、頂板結構、采掘擾動等因素緊密相關，中等寬度煤柱需要重點分析煤柱彈塑性狀態，避免采掘期間煤柱由彈性向塑性變化造成“煤柱-頂板”結構失穩。

2）新集二礦08 工作面沿空風巷圍巖關鍵參數及特征：10 m 煤柱處于塑性狀態，06 采空區基本頂斷裂線與煤壁距離約為4 m，關鍵巖塊側向斷裂的跨度為13～17 m，關鍵巖塊形成砌體梁結構。

3）數值模擬結果表明，新集二礦08 工作面沿空風巷留設的10 m 區段煤柱，巷道掘進、回采期間巷圍巖彈性變化、垂直應力和位移結果等均可控，掘進及回采階段巷道圍巖結構保持相對穩定。

4）提出了深部沿空巷道圍巖高應力“卸壓-檢驗”技術方法，結合08 工作面風巷的基本條件和分析結果，設計了鉆孔卸壓參數和煤粉檢驗指標。