短壁工作面回采巷道圍巖變形破壞特征及控制技術研究

＊趙 敏

（霍州煤電集團有限責任公司辛置煤礦 山西 031412）

隨著礦區的不斷開發，許多礦井在條件受限時，需布置短壁工作面[1-2]，短壁式開采技術較長壁式開采技術具有采、掘合一，機動靈活，適應性較廣等優點[3-4]。短壁工作面作為長壁工作面的補充和輔助布置方式，其開采意義和價值日益顯著。

短壁工作面回采巷道的穩定性是煤礦高效生產的必要保障，回采巷道在工作面前方允許有一定的變形，但必須保持穩定和足夠的斷面，在采煤工作面后方應及時垮落。針對回采巷道圍巖的穩定性，許多專家學者進行了大量的研究。楊曉杰等[5]通過理論研究、數值模擬等，系統分析了回采巷道頂板力學破斷規律，提前確定回采巷道圍巖變形情況。顧士坦等[6]針對復雜應力條件下回采巷道的防沖卸壓與圍巖大變形協調控制，提出了大直徑轉孔局部充填技術。張立新等[7]針對回采巷道圍巖破碎、大變形、支護失效等現象，提出全斷面分次注漿技術，現場應用效果較好。李立恭[8]針對巷道圍巖在高壓應力、高剪應力環境下變形顯著的問題，采取了針對性補強措施極大減小了巷道斷面收縮量。王明仲[9]以數值模擬方法研究切頂留窄煤柱掘巷的圍巖變形規律，提出了在疊加采動條件下穿層錨桿+錨網索梯的有效聯合支護方法。李飛[10]通過數值模擬系統研究了近距離煤層遺留煤柱下巷道合理布置位置，確定了合理的巷道內錯距離。呂凱等[11]針對近距離煤層下行開采，系統研究了遺留煤柱對下位巷道的影響，確定了平錯式布置的合理距離。

綜上可知，我國專家學者對回采巷道圍巖變形機理及控制技術進行了大量研究。但對于特定短壁工作面條件下回采巷道的變形及控制研究較少，本文以辛置煤礦短壁工作面回采巷道為工程背景，研究短壁工作面回采巷道圍巖塑性破壞、采動支承應力及剪應力分布規律，并提出相對應的支護方案，開展現場工業性實踐，現場應用效果良好，為類似工況下回采巷道圍巖支護提供一定參考。

1.工程概況

（1）工程背景。本文研究工程背景為霍州煤電集團辛置煤礦東四左翼煤柱D 綜采工作面回采巷道，工作面所處地段平均埋深約450 m，北面距南王村約302 m，東面距王村約470 m，南面距南杜壁村約430 m，西面距后河底村約1895 m，煤層厚度約為2.6 m，平均傾角為2°。

該煤柱工作面為超短壁工作面，工作面走向長度為201 m，傾向長度為55 m。工作面空間位置圖如圖1所示。

圖1 工作面空間位置圖

礦井共有多層可采煤層，本文研究煤柱工作面位于10#煤層，其上方基本頂為一層厚硬K2灰巖，厚度為8.2 m，直接頂為2.0 m 厚泥巖，煤巖層及地層綜合柱狀圖，如圖2 所示。

圖2 煤巖層綜合柱狀圖

2.三維數值仿真模擬

（1）模型建立。采用FLAC3D有限差分數值模擬軟件，對研究對象短壁工作面進行建模分析，模型x 方向長度115 m，y 方向50 m，z 方向36.89 m；模型底部與四周約束速度邊界條件，重力加速度取9.8 m/s2，考慮到邊界尺寸效應的影響，模型兩側各預留出25 m邊界煤柱，以減少模型精度方面的誤差。三維數值模型，如圖3 所示。

圖3 數值模型

（2）塑性區擴展形態。數值模擬中對巷道開挖后及工作面回采過程中巷道塑性區擴展形態進行全過程研究。如圖4 所示，在回采巷道開挖后，其塑性區形態為：頂板破壞深度3.3 m，兩幫最大破壞深度1.5 m，且在工作面回采過程中，超前采動影響對巷道兩幫塑性區擴展形態影響甚微。

圖4 回采巷道塑性區破壞

（3）剪應力演化形態。剪應力是一項可以直觀看出破壞閾值區的指標，因此在數值模擬中通過最大剪應力云圖來評估分析回采巷道破壞閾值區，并為如何制定支護方案提供一定的指導性。

由圖5 可知，回采巷道上方直接頂2.0 m 厚泥巖均已塑化，在3.3 m 上方存在一剪應力峰值區，說明在受到采動影響后，頂板將會進一步破壞，破壞深度將會擴展至上方K2灰巖，將會嚴重降低支護系統錨固區承載能力，而兩幫僅出現部分剪應力次峰值帶，說明此處煤體受擾動破壞程度較小。

圖5 回采巷道最大剪應力分布

（4）采動支承應力分布規律。通過對短壁工作面回采不同距離超前10 m 范圍內支承壓力進行數據提取監測，評估超前采動應力疊加程度。

如圖6 所示，分別對工作面回采10 m、20 m、30 m 距離工作面前方10 m 范圍內支承壓力進行監測，當回采10 m 與20 m 時，超前1.5 m 處達到支承壓力峰值16.8 MPa、20.5 MPa，回采30 m 時，超前工作面2 m 處達到支承壓力峰值27.9 MPa。

圖6 超前支承壓力

3.回采巷道圍巖控制及監測

（1）支護設計機理。如圖7 所示，煤柱D 綜采面頂板2.8 m 以上為一層厚硬K2灰巖，且回采巷道頂板塑性區最大破壞范圍在3.3 m，因此在對頂板支護設計時，錨索長度應高于3.3 m，而兩幫最大塑性區破壞深度僅為1.5 m，采用常規錨桿即可滿足支護要求。

考慮到頂板塑性區深度，將不再采用錨桿對頂板支護，原因是短錨桿在塑性區內無有效錨固基點，預應力無法有效擴散至穩定發巖層；因此頂板將采用圖7所示全錨索支護，錨索長度穿過塑性區后，可以錨固到頂板堅硬穩定K2灰巖，預應力也可以有效向頂板傳遞，形成一定的錨固承載結構。

兩幫塑性區破壞較小，全錨桿+錨網形成護表結構，且錨桿也可錨固到相對穩定煤體中，巷道空間是沿煤層頂板掘進，底板部分位于穩定砂質泥巖層中，幫部靠近砂質泥巖層僅需錨網護表即可。

（2）現場支護設計。考慮到短壁工作面堅硬基本頂K2灰巖難以垮落，為防止基本頂懸頂后頂板大面積垮落造成沖擊性，因此在巷道頂板支護方面需要進行改進設計，即頂板需布置木樁，然后采用錨索及托盤將木樁支護構件架起接頂，增加護頂面積。

如圖8 所示，為了防止采空區基本頂垮落后對巷道空間造成沖擊，頂板采用兩根φ17.8 mm×4500 mm的錨索，間排距3600 mm×3600 mm，接頂選用5 根木樁，用錨索固定其接頂，形成強力護頂支護系統；兩幫布置4 根φ18 mm×2000 mm 錨桿，搭配金屬網護幫。

圖8 支護參數

（3）圍巖變形量。現場支護方案實施后，在回采巷道內布置測站進行圍巖移近量觀測。

如圖9 所示，現場應用支護方案后，回采巷道位移變形量監測結果顯示，在采用支護方案后35 d 后圍巖變形量基本趨于穩定，頂底板最大變形量穩定在37.5 mm，兩幫最大變形量穩定在35.5 mm。

圖9 圍巖變形量監測

4.結論

（1）采用數值模擬軟件，分析了短壁工作面回采巷道圍巖塑性區擴展形態、采動支承壓力及最大剪應力分布規律，得出頂板塑性區最大破壞范圍為3.3 m，兩幫為1.5 m。（2）結合現場實際情況，采用木樁+錨索+錨桿的支護方式，通過木樁橫縱交錯控制堅硬基本頂垮落對巷道的沖擊。（3）現場支護后，35 d 內圍巖變形量趨于穩定，頂板最大變形量控制在37.5 mm后穩定，兩幫最大變形量控制在35.5 mm 后穩定。