采動(dòng)巷道礦壓顯現(xiàn)特征及力構(gòu)協(xié)同防控技術(shù)研究

趙善坤，蘇振國(guó)，侯煜坤，趙 斌，徐 陽(yáng)，王宏偉，莫云龍

(1.煤炭科學(xué)研究總院 煤炭資源高效開采與潔凈利用國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,北京 100013；2.煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司 安全分院，北京 100013)

0 引 言

隨著我國(guó)東部地區(qū)煤炭資源開采轉(zhuǎn)入深部而新建煤礦資源開發(fā)整體向西北地區(qū)轉(zhuǎn)移。西北地區(qū)侏羅時(shí)期成煤量占我國(guó)各成煤時(shí)期煤炭總量的39.6%，主要分布在我國(guó)的晉陜蒙甘寧地區(qū)[1-2]。一方面，西北地區(qū)侏羅煤是大型河流相和湖泊相沉積體系下高位泥炭沼澤的產(chǎn)物，煤層上方多含厚硬巖層結(jié)構(gòu)。據(jù)統(tǒng)計(jì)西北地區(qū)60%以上礦井，其主采煤層上方100 m范圍內(nèi)大多含有厚度在8～15 m、普氏系數(shù)在4以上且層間距離較小的厚硬巖層結(jié)構(gòu)，易造成工作面后方及側(cè)向采空區(qū)懸頂長(zhǎng)度過大，誘發(fā)工作面采場(chǎng)附近動(dòng)壓顯現(xiàn)[3-4]。另一方面，受神府煤田淺部煤層開采經(jīng)驗(yàn)的影響，陜蒙地區(qū)深部煤炭開采工作面大多沿用雙巷布置方式，相鄰工作面間留有15～45 m區(qū)段煤柱，即本工作面軌道巷做下個(gè)工作面的回風(fēng)巷，巷道需要先后經(jīng)歷二次采掘擾動(dòng)影響，深部復(fù)雜多變的高地應(yīng)力環(huán)境和機(jī)械化集約型高強(qiáng)度開采引起的強(qiáng)采動(dòng)應(yīng)力使得鄰空采動(dòng)巷道初始應(yīng)力環(huán)境明顯高于實(shí)體煤巷道。當(dāng)區(qū)段煤柱側(cè)向采空區(qū)厚硬頂板突然破斷所形成的動(dòng)載與煤柱內(nèi)高靜載相疊加時(shí)，通常會(huì)造成巷道動(dòng)壓顯現(xiàn)，這也是近年來(lái)西北地區(qū)沖擊地壓事故頻發(fā)且數(shù)量呈上升趨勢(shì)的原因。然而，目前國(guó)內(nèi)外對(duì)于采動(dòng)巷道頂板巖層破斷特征的研究大多基于煤層上方僅存在單一厚硬巖層開展，對(duì)寬區(qū)段煤柱且上方存在多厚硬巖層情況下采動(dòng)巷道的圍巖應(yīng)力分布特征及其沖擊地壓防控技術(shù)研究相對(duì)較少[5-13]。

筆者以西北地區(qū)典型沖擊地壓礦井為工程背景，分析深部厚硬頂板條件下重復(fù)采動(dòng)巷道沖擊地壓顯現(xiàn)特征及主控因素，采用“點(diǎn)-面-區(qū)”相結(jié)合的方式對(duì)深部厚硬頂板采動(dòng)巷道應(yīng)力分布進(jìn)行了探測(cè)，提出了優(yōu)化區(qū)段煤柱側(cè)向厚硬巖層破斷結(jié)構(gòu)和控制圍巖應(yīng)力控制為核心的采動(dòng)巷道力構(gòu)協(xié)同防控技術(shù)體系，為我國(guó)西北陜蒙地區(qū)深部煤炭資源的安全高效開采提供了保障。

1 典型厚硬頂板采動(dòng)巷道沖擊地壓顯現(xiàn)特征

巴彥高勒煤礦位于內(nèi)蒙古鄂爾多斯烏審旗呼吉爾特礦區(qū)南部，屬東勝煤田西南深部區(qū)，主要含煤地層為侏羅系下統(tǒng)塔里奇克組下段。11盤區(qū)為礦井首采盤區(qū)，311102工作面為該區(qū)第2個(gè)開采工作面。工作面東部為311101工作面采空區(qū)，西部緊挨311103工作面實(shí)體煤，北部為水源地保護(hù)煤柱，南部靠近3-1煤輔運(yùn)大巷。工作面內(nèi)煤層平均厚度為5.42 m，平均傾角為1.5°，工作面采用雙巷布置，主運(yùn)巷和輔運(yùn)巷之間區(qū)段煤柱寬30 m，工作面傾向長(zhǎng)度260 m，走向長(zhǎng)度3 578 m，平均埋深600 m，采用走向長(zhǎng)壁綜合機(jī)械化一次采全高采煤法，全垮落法管理頂板。首采311101工作面回采期間礦壓穩(wěn)定，未發(fā)生較明顯的礦壓動(dòng)力顯現(xiàn)。311102工作面自回采以來(lái)，僅在2015-04-23—2015-11-28期間，受二次采動(dòng)影響，回風(fēng)巷先后發(fā)生27次動(dòng)壓顯現(xiàn)，巷道圍巖變形量大，底鼓及頂板冒落現(xiàn)象頻發(fā)，發(fā)生在2015的“6·1”沖擊事故(距開切眼453 m)和“7·15”沖擊事故(距開切眼780 m)，如圖1所示。

圖1 311102工作面巷道沖擊破壞示意Fig.1 Roadway dynamic pressure failure diagram of No. 311102 working face

通過對(duì)27次回風(fēng)巷二次采動(dòng)影響巷道礦壓顯現(xiàn)事故統(tǒng)計(jì)分析發(fā)現(xiàn)：

1)煤層埋藏深度較大，工作面每天15 m的推采速度較高，煤層及其頂?shù)装寰哂腥鯖_擊傾向性，煤層上方100 m范圍內(nèi)存在6層平均厚度在10 m以上的厚硬巖層且距離煤層較近，首采面后方地表最大沉降系數(shù)僅為1.9%，這些因素為回采巷道沖擊地壓的發(fā)生物性條件和高靜載應(yīng)力條件。

2)相鄰2次動(dòng)壓顯現(xiàn)的間距一般為10～240 m，其中有12次相鄰沖擊地壓顯現(xiàn)的間距在10～50 m，有9次動(dòng)壓顯現(xiàn)間距分布在50～100 m。每次破壞長(zhǎng)度平均15 m左右，合計(jì)占總數(shù)的78%，如此規(guī)律性的動(dòng)壓顯現(xiàn)推斷其一定與回風(fēng)巷采場(chǎng)應(yīng)力狀態(tài)相關(guān)。

3)工作面動(dòng)壓顯現(xiàn)都發(fā)生在回風(fēng)巷且區(qū)段煤柱側(cè)受損嚴(yán)重，表現(xiàn)為鄰空側(cè)頂板整體下沉和區(qū)段煤柱側(cè)煤體整體外移，錨桿錨索拉斷失效，超前支架和單體支柱受損嚴(yán)重，而主運(yùn)及輔運(yùn)巷未發(fā)生過動(dòng)壓顯現(xiàn)，可見回風(fēng)巷動(dòng)壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈非單一因素所導(dǎo)致，推斷為區(qū)段煤柱側(cè)向覆巖結(jié)構(gòu)破斷和采動(dòng)應(yīng)力疊加作用所導(dǎo)致。

2 深部厚硬頂板采動(dòng)巷道應(yīng)力分布規(guī)律

2.1 深部厚硬頂板采動(dòng)巷道圍巖探測(cè)方案

對(duì)于深部采場(chǎng)而言，隨著工作面的推采，采動(dòng)影響下的巷道其受力特征和圍巖穩(wěn)定性不僅取決于近場(chǎng)圍巖結(jié)構(gòu)和巷道的支護(hù)強(qiáng)度，更與鄰空側(cè)上覆高低位巖層的破斷結(jié)構(gòu)和運(yùn)動(dòng)特征相關(guān)，更與重復(fù)采動(dòng)下的圍巖松動(dòng)圈發(fā)育和采動(dòng)應(yīng)力分布密切相關(guān)[14-16]。為了弄清巷道在一次采動(dòng)和二次采動(dòng)影響下圍巖結(jié)構(gòu)的損傷破壞情況及應(yīng)力分布狀態(tài)，在311102工作面內(nèi)，采用“點(diǎn)-區(qū)-面”相結(jié)合的方式進(jìn)行系統(tǒng)監(jiān)測(cè)。首先，分別在運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷內(nèi)采用鉆孔窺視儀測(cè)量一次、二次采動(dòng)影響下巷道圍巖松動(dòng)圈的發(fā)育情況和頂?shù)装咫x層變化情況，獲取巷道局部點(diǎn)源數(shù)據(jù)監(jiān)測(cè)；其次，采用鉆孔應(yīng)力計(jì)分別對(duì)運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷以及聯(lián)絡(luò)巷內(nèi)工作面超前和側(cè)向采動(dòng)應(yīng)力進(jìn)行實(shí)測(cè)，獲取巷道圍巖不同區(qū)域的應(yīng)力分布數(shù)據(jù)監(jiān)測(cè)；最后，采用便攜式PASAT-M微震探測(cè)技術(shù)對(duì)工作面超前應(yīng)力影響范圍內(nèi)及區(qū)段煤柱內(nèi)的應(yīng)力進(jìn)行探測(cè)，獲取采動(dòng)影響下工作面附近大范圍的應(yīng)力狀態(tài)。具體監(jiān)測(cè)方案如圖2所示。

圖2 311102工作面采場(chǎng)應(yīng)力“點(diǎn)-區(qū)-面”測(cè)點(diǎn)布置示意Fig.2 Layout of "point-area-face" measuring points for stope stress in No. 311102 working face

2.2 采動(dòng)巷道圍巖損傷特征分析

采動(dòng)巷道圍巖松動(dòng)圈的發(fā)育程度，是指導(dǎo)巷道支護(hù)設(shè)計(jì)和評(píng)估巷道圍巖損傷程度的重要參數(shù)。為此采用4D超高清全智能孔內(nèi)電視(GD3Q-GA)對(duì)311102工作面輔運(yùn)/主運(yùn)巷、回風(fēng)巷進(jìn)行了“點(diǎn)源”探測(cè)，分析深埋厚硬頂板寬區(qū)段煤柱巷道在一次、二次采動(dòng)影響下巷道圍巖的損傷程度。由于輔運(yùn)巷與主運(yùn)巷之間留有寬30 m區(qū)段煤柱，工作面一次采動(dòng)影響下的圍巖損傷破壞程度直接影響到未來(lái)作為下個(gè)工作面回風(fēng)巷使用的穩(wěn)定性，因此筆者重點(diǎn)對(duì)輔運(yùn)巷(開切眼540 m處頂板鉆孔)與回風(fēng)巷(距開切眼500 m處頂板鉆孔)隨工作面推進(jìn)的裂隙發(fā)育情況進(jìn)行分析，探測(cè)結(jié)果如圖3所示。

圖3 回風(fēng)巷500 m頂板裂隙發(fā)育Fig.3 Roof crack development at 500 m of tail entry

隨著工作面的回采，當(dāng)距離工作面前方60～80 m位置時(shí)，輔運(yùn)巷幫部裂隙開始發(fā)育。當(dāng)測(cè)點(diǎn)位于工作面前方45 m時(shí)，測(cè)孔內(nèi)高度1.9 m的煤巖層交界面處出現(xiàn)1條斜切裂隙，此時(shí)頂板裂隙發(fā)育高度約為2 m；當(dāng)測(cè)點(diǎn)位于工作面前方5 m時(shí)，測(cè)孔內(nèi)部出現(xiàn)環(huán)形裂隙且主要集中在深度1.9～4.7 m；當(dāng)工作面推過測(cè)點(diǎn)35 m時(shí)，測(cè)孔內(nèi)部裂隙向上發(fā)展趨勢(shì)較小，僅在8.2 m處出現(xiàn)1條導(dǎo)水裂隙。這期間煤柱側(cè)松動(dòng)圈為1.5～2.0 m，實(shí)體煤側(cè)松動(dòng)圈位于0.5～1.0 m。同理，在回風(fēng)巷內(nèi)工作面前方500 m處連續(xù)觀測(cè)得出，當(dāng)距離工作面103、123、143 m巷道頂板裂隙發(fā)育的最大高度分別為3.0、4.0、3.8 m，破裂區(qū)域范圍均位于1.5～4.0 m，均位于直接頂砂質(zhì)泥巖層內(nèi)(直接頂厚度4.4 m)，巷道圍巖松動(dòng)圈的發(fā)育范圍集中在3.0～3.2 m。隨著工作面的推進(jìn)，當(dāng)巷道距離工作面75 m時(shí)，裂隙發(fā)育高度達(dá)到6.8 m；當(dāng)巷道距工作面55 m時(shí)，頂板裂隙高度達(dá)到7.9 m，并且裂隙數(shù)量顯著增多；當(dāng)巷道距工作面39 m時(shí)，頂板裂隙進(jìn)一步發(fā)育，最大裂隙高度很有可能超過8.0 m。這期間圍巖松動(dòng)圈基本穩(wěn)定在3.6 m，未向煤體深部發(fā)育，但距煤壁1.5～3.0 m次生裂隙十分發(fā)育，距煤壁0～1.5 m屬于破碎區(qū)域。同時(shí)，受二次采動(dòng)影響，距工作面130～140 m時(shí)巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平块_始增大，當(dāng)距工作面45 m時(shí)頂?shù)装蹇傄平窟_(dá)到0.5 m，當(dāng)距工作面30 m時(shí)，兩幫移近量達(dá)到1 m，主要表現(xiàn)為區(qū)段煤柱側(cè)幫部煤體壓出，巷道頂板下沉、兩幫壓縮變形嚴(yán)重。分析原因主要是由于區(qū)段煤柱在本工作面超前支承壓力和側(cè)向厚硬頂板在其上方發(fā)生變形回轉(zhuǎn)形成的擠壓應(yīng)力，二者疊加作用導(dǎo)致區(qū)段煤柱整體受力較高，致使巷道圍巖裂隙擴(kuò)展、變形嚴(yán)重。綜合巷道圍巖變形及圍巖松動(dòng)圈發(fā)育特征得出，受一次采動(dòng)影響的主/輔運(yùn)巷的超前影響范圍60～80 m，兩幫煤體巖松動(dòng)圈的發(fā)育范圍0.5～2.0 m，而受二次采動(dòng)影響的回風(fēng)巷其超前應(yīng)力范圍在100～130 m，頂板離層高度一般為6.8～8.0 m，兩幫煤體松動(dòng)圈發(fā)育為3.0～3.6 m，且隨著與工作面距離的減小松動(dòng)圈范圍內(nèi)煤體裂隙逐漸增多。

2.3 采動(dòng)巷道超前應(yīng)力分布特征

為了分析一次、二次采動(dòng)影響下巷道超前支承壓力和側(cè)向支承壓力分布規(guī)律，確定兩幫塑性區(qū)分布進(jìn)而為回風(fēng)巷二次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化提供參考依據(jù)，選取311102工作面輔助運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷以及區(qū)段煤柱聯(lián)絡(luò)巷3個(gè)測(cè)站，通過安裝不同深度的鉆孔應(yīng)力計(jì)進(jìn)行“區(qū)域”監(jiān)測(cè)，測(cè)點(diǎn)間距為7 m，初始?jí)毫? MPa，限于篇幅筆者僅對(duì)回風(fēng)巷實(shí)體煤側(cè)、煤柱側(cè)及區(qū)段煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布進(jìn)行分析，部分測(cè)量結(jié)果如圖4所示。

由圖4可知，當(dāng)工作面距離測(cè)點(diǎn)較遠(yuǎn)時(shí)，兩幫煤體不同深度處應(yīng)力變化相對(duì)穩(wěn)定，僅煤柱側(cè)5號(hào)測(cè)點(diǎn)的相對(duì)應(yīng)力曲線呈現(xiàn)一定幅度的下降而后增高的趨勢(shì)，分析其原因是該鉆孔應(yīng)力計(jì)受到鄰近硐室的影響。當(dāng)工作面距離實(shí)體煤1號(hào)測(cè)點(diǎn)165.8 m時(shí)，鉆孔應(yīng)力開始升高，當(dāng)工作面距測(cè)點(diǎn)70 m時(shí)應(yīng)力達(dá)到峰值10.02 MPa，相對(duì)應(yīng)力集中系數(shù)為1.82；同理，當(dāng)工作面分別距實(shí)體煤側(cè)2、3號(hào)測(cè)點(diǎn)分別為172.8、179.8 m時(shí)，鉆孔內(nèi)相對(duì)應(yīng)力開始逐漸持續(xù)升高，但由于工作面超前支架移動(dòng)時(shí)不慎將2個(gè)測(cè)點(diǎn)線路損壞而未能監(jiān)測(cè)到應(yīng)力峰值，但破壞前2個(gè)測(cè)點(diǎn)的應(yīng)力分別為7.99、10.17 MPa，相對(duì)應(yīng)力集中系數(shù)分別為3.23、2.15。而區(qū)段煤柱側(cè)4、5號(hào)2個(gè)測(cè)點(diǎn)距工作面分別為186.8、181.7 m時(shí)，煤體相對(duì)應(yīng)力開始增加，工作面距離測(cè)點(diǎn)80、40 m時(shí)2個(gè)鉆孔應(yīng)力計(jì)達(dá)到峰值應(yīng)力21.46、6.43 MPa，相對(duì)于初始應(yīng)力，其應(yīng)力集中系數(shù)分別為2.63、1.34。此外，受側(cè)向采空區(qū)上覆高低位厚硬巖層破斷運(yùn)動(dòng)的影響，三聯(lián)絡(luò)巷區(qū)段煤柱不同深度的煤體應(yīng)力處于動(dòng)態(tài)的調(diào)整變化之中。當(dāng)工作面距離三聯(lián)絡(luò)巷50 m時(shí)，距輔運(yùn)巷煤壁側(cè)6～8 m區(qū)段煤柱處于塑性區(qū)，8～13 m處于應(yīng)力增高區(qū)，16 m處達(dá)到應(yīng)力峰值；當(dāng)推過三聯(lián)絡(luò)巷80 m時(shí)，區(qū)段煤柱應(yīng)力發(fā)生了1次大的變化，15.86 m處應(yīng)力峰值突然降低并向區(qū)段煤柱深部轉(zhuǎn)移至20.86 m處，說明區(qū)段煤柱上方低位厚硬巖層在靠近采空區(qū)側(cè)附近發(fā)生斷裂，造成煤體應(yīng)力轉(zhuǎn)移升高，越靠近采空區(qū)應(yīng)力增幅越明顯；當(dāng)工作面推過三聯(lián)絡(luò)巷150 m時(shí)，煤柱內(nèi)部應(yīng)力受上方高位厚硬巖層破斷影響又一次發(fā)生調(diào)整，距輔運(yùn)巷27 m深度的應(yīng)力突然降低，表明高低位巖層疊加作用造成主運(yùn)巷側(cè)支護(hù)系統(tǒng)失效，側(cè)向應(yīng)力集中分布在區(qū)段煤柱中部靠采空區(qū)側(cè)?；谝陨戏治?，推斷繪制出回風(fēng)巷二次采動(dòng)影響下的圍巖應(yīng)力分布曲線，如圖5所示。

圖4 311102工作面三聯(lián)絡(luò)巷區(qū)段煤柱采動(dòng)應(yīng)力監(jiān)測(cè)曲線Fig.4 Mining-induced stress monitoring curve of section coal pillar in third cross heading of No. 311102 working face

圖5 311102工作面回風(fēng)巷采動(dòng)應(yīng)力監(jiān)測(cè)曲線Fig.5 Mining-induced stress monitoring curves of tail entry in No.311102 working face

2.4 采動(dòng)巷道區(qū)段煤柱分布特征

由于鉆孔應(yīng)力計(jì)屬于電源性監(jiān)測(cè)，無(wú)法全面連續(xù)評(píng)估區(qū)段煤柱內(nèi)部的整體應(yīng)力狀態(tài)。為進(jìn)一步探測(cè)區(qū)段煤柱一次采動(dòng)影響下的應(yīng)力分布情況，采用PASAT-M型便攜式微震探測(cè)儀對(duì)區(qū)段煤柱進(jìn)行“面域”探測(cè)。通過震動(dòng)波在煤柱內(nèi)部的波速分布情況分析煤柱應(yīng)力結(jié)構(gòu)及應(yīng)力分布，進(jìn)而評(píng)估區(qū)段煤柱的穩(wěn)定性。本次探測(cè)范圍對(duì)311102工作面前方5～135 m的區(qū)段煤柱，在輔運(yùn)巷內(nèi)布置激發(fā)炮27 個(gè)，炮孔間距5 m，孔深2 m，單孔裝藥0.1 kg，爆破產(chǎn)生的震動(dòng)波由主運(yùn)巷內(nèi)的11個(gè)探頭負(fù)責(zé)接收，接收探頭間距13 m，探測(cè)結(jié)果如圖6所示。圖6中不同顏色代表震動(dòng)波縱波的傳遞速度，速度越大顏色越深，應(yīng)力越高。從圖中可以看出，隨著與工作面距離的增加，區(qū)段煤柱應(yīng)力整體呈下降趨勢(shì)。區(qū)段煤柱內(nèi)應(yīng)力主要集中在工作面前方10 m范圍內(nèi)，工作面前方15～45 m應(yīng)力峰值基本位于煤柱中部，整體應(yīng)力分布向采空區(qū)側(cè)轉(zhuǎn)移；區(qū)段煤柱距工作面45～90 m時(shí)，其內(nèi)部應(yīng)力呈馬鞍形分布，高應(yīng)力區(qū)距離兩巷生產(chǎn)幫的深度為8～12和8～10 m；90 m以外區(qū)段煤柱應(yīng)力變化較小。這與鉆孔應(yīng)力所測(cè)煤柱內(nèi)應(yīng)力分布趨勢(shì)基本吻合。

圖6 311102工作面主運(yùn)巷和輔運(yùn)巷之間區(qū)段煤柱應(yīng)力場(chǎng)Fig.6 Section coal pillar stress field between main and auxiliary transportation roadway of No. 311102 working face

采用“點(diǎn)-區(qū)-面”相結(jié)合的方式分別對(duì)一次采動(dòng)影響下的輔運(yùn)巷與主運(yùn)巷的圍巖應(yīng)力分布進(jìn)行實(shí)測(cè)，結(jié)合主運(yùn)巷、輔運(yùn)巷與回風(fēng)巷的圍巖松動(dòng)圈探測(cè)結(jié)果，統(tǒng)計(jì)分析得出了深部厚硬頂板條件下的采動(dòng)巷道圍巖分布規(guī)律，見表1。同時(shí)采用surfer軟件繪制得出了，深部厚硬頂板條件下一次、二次采動(dòng)影響下采動(dòng)巷道圍巖應(yīng)力分布及塑性區(qū)分布圖，為工作面的超前卸壓和巷道支護(hù)提供了技術(shù)指導(dǎo)，如圖7所示。

表1 采動(dòng)影響下巷道圍巖結(jié)構(gòu)與應(yīng)力分布統(tǒng)計(jì)Table 1 Statistics of roadway surrounding rock structure and stress distribution under the mining-induced influence

圖7 311102工作面兩巷圍巖塑性區(qū)分布Fig.7 Distribution of plastic zone in surrounding rock of two district sublevel entry in No. 311102 working face

3 深部厚硬頂板采動(dòng)巷道沖擊地壓力構(gòu)協(xié)同防控技術(shù)

采動(dòng)巷道因其先后經(jīng)歷2個(gè)工作面采掘擾動(dòng)的影響，巷道圍巖應(yīng)力分布及變形破壞不僅與巷道采場(chǎng)圍巖的應(yīng)力狀態(tài)相關(guān)，更與巷道側(cè)向采空區(qū)上覆巖層的破斷結(jié)構(gòu)相關(guān)。對(duì)于深部厚硬頂板寬區(qū)段煤柱采動(dòng)巷道，在上覆巖層大范圍運(yùn)動(dòng)趨勢(shì)和高采場(chǎng)圍巖應(yīng)力環(huán)境相對(duì)無(wú)法改變的前提下，沖擊地壓防治要從優(yōu)化采動(dòng)巷道圍巖結(jié)構(gòu)和調(diào)整巷道應(yīng)力環(huán)境2個(gè)方面入手，通過調(diào)整采動(dòng)巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境，人為干預(yù)高低位巖層破斷位態(tài)，增加高低位厚硬頂板破斷所釋放彈性能量的傳遞損耗，根據(jù)一次、二次采動(dòng)影響下圍巖松動(dòng)圈的變化優(yōu)化巷道圍巖支護(hù)參數(shù)，提高工作面超前應(yīng)力峰值附近巷道剛性支護(hù)系統(tǒng)瞬時(shí)吸能讓壓能力，并根據(jù)采場(chǎng)煤層賦存條件、圍巖結(jié)構(gòu)特征和應(yīng)力環(huán)境不斷改變的特點(diǎn)，要根據(jù)各種結(jié)構(gòu)優(yōu)化和應(yīng)力控制措施的適用條件，動(dòng)態(tài)調(diào)整各種措施的時(shí)空組合方式進(jìn)而實(shí)現(xiàn)采動(dòng)巷道的圍巖穩(wěn)定性控制，這就是采動(dòng)巷道沖擊地壓力構(gòu)協(xié)同防控技術(shù)體系，防沖技術(shù)模型如圖8所示。

圖8 采動(dòng)巷道力構(gòu)協(xié)同防控原理及技術(shù)方案Fig.8 Force-structure cooperative prevention and control principle and technical scheme in mining-induced roadway

4 深部厚硬頂板采動(dòng)巷道沖擊地壓力構(gòu)協(xié)同防控防沖實(shí)踐

4.1 311103工作面回風(fēng)巷概況

巴彥高勒煤礦311103工作面是11盤區(qū)第3個(gè)回采工作面，工作面采用雙巷布置留巷方式，傾向長(zhǎng)度260 m，走向長(zhǎng)度3 578 m，段煤柱寬30 m，平均埋深600 m，煤層平均厚度為5.42 m，傾角為1.5°，采用走向長(zhǎng)壁綜合機(jī)械化一次采全高采煤法，全垮落法管理頂板，工作面在回采過程中多次發(fā)生沖擊地壓顯現(xiàn)。其中，2017年8月26日9點(diǎn)42分，微震監(jiān)測(cè)到1起能量7.5×105J大能量事件，造成回風(fēng)巷工作面超前400 m范圍內(nèi)巷道瞬間嚴(yán)重變形，最大底鼓量達(dá)到1.5 m，區(qū)段煤柱側(cè)幫鼓嚴(yán)重。事故原因經(jīng)分析一方面是煤層上方50 m范圍內(nèi)存在3層10 m以上厚硬頂板，經(jīng)鑒定頂板及煤層均具有弱沖擊傾向性，厚硬頂板的變形垮斷對(duì)工作面礦壓影響顯著。另一方面，由于回風(fēng)巷因先后經(jīng)歷2次采掘擾動(dòng)影響，在采動(dòng)應(yīng)力、上覆巖層自重應(yīng)力和區(qū)域構(gòu)造應(yīng)力疊加作用下，區(qū)段煤柱形成高應(yīng)力集中，當(dāng)作用于煤柱上方采空區(qū)側(cè)向厚硬頂板發(fā)生突然破斷時(shí)，形成的動(dòng)載與煤柱高靜載疊加，誘發(fā)煤柱沖擊。

4.2 311103回風(fēng)巷初次見方—6號(hào)聯(lián)絡(luò)巷區(qū)域卸壓措施

4.2.1 采動(dòng)巷道幫部煤體應(yīng)力控制技術(shù)

采動(dòng)巷道在上覆巖層自重應(yīng)力和重復(fù)采動(dòng)應(yīng)力作用下，因煤體強(qiáng)度高使得圍巖松動(dòng)圈發(fā)育范圍較小，側(cè)向應(yīng)力峰值距離巷道幫部較近，造成巷道變形量大的同時(shí)，更容易在覆巖破斷動(dòng)載荷疊加作用下造成煤體沖擊失穩(wěn)。圍繞沖擊地壓發(fā)生的應(yīng)力條件和物性條件，采用大直徑卸壓鉆孔技術(shù)使相鄰鉆孔之間卸壓帶連接、貫通，進(jìn)而形成1條煤體弱化帶，切斷深部煤體應(yīng)力和能量連續(xù)向巷幫傳遞的途徑，破壞煤體承載結(jié)構(gòu)的同時(shí)，使集中在巷幫附近的應(yīng)力峰值σp降低并向煤巖體深部轉(zhuǎn)移，進(jìn)而達(dá)到改變煤體力學(xué)屬性、降低煤體應(yīng)力的消沖解危目的。

根據(jù)311103工作面回風(fēng)巷高度及煤體的分層情況，采用“三花式”鉆孔布置對(duì)區(qū)段煤柱進(jìn)行卸壓，孔徑150 mm，孔深18 m，間排距1.5 m×0.6 m，隨巷道底板起伏而變化，而生產(chǎn)幫側(cè)因應(yīng)力集中程度較低而采用單排布置，間排距2 m，鉆孔卸壓原理及布控方案如圖9所示。

圖9 大直徑鉆孔卸壓原理及區(qū)段煤柱側(cè)鉆孔布置Fig.9 Pressure relief mechanism of large diameter boreholes and layout of boreholes at section coal pillar side

受現(xiàn)場(chǎng)施工環(huán)境、組織安排等因素的影響，工作面初次見方—6號(hào)聯(lián)絡(luò)巷區(qū)域僅采取大直徑卸壓一種防沖措施，通過提取工作面在此范圍內(nèi)推采期間的微震事件分布及能量釋放特征，評(píng)估大直徑卸壓鉆孔的防沖效果，如圖10所示。

圖10 311103工作面初次見方—6號(hào)聯(lián)絡(luò)巷區(qū)域微震事件分布及能量頻次變化曲線Fig.10 Distribution of microseismic events and energy frequency variation curve of No. 311103 working face first square to No. 6 crossheading

由圖中10可知，工作面在此范圍內(nèi)回采期間，微震事件集中分布于工作面回風(fēng)巷兩側(cè)，以能量103J級(jí)別微震事件為主。2016-01-26—2016-02-29，工作面在煤柱側(cè)未施工大直徑卸壓鉆孔區(qū)域回采，微震事件的能量、頻次明顯高于其他區(qū)域，尤其是停產(chǎn)復(fù)工后，積聚在頂板內(nèi)的較高彈性變形能集中釋放，微震的能量、頻次上升明顯并長(zhǎng)時(shí)間處于較高水平；當(dāng)工作面進(jìn)入雙側(cè)大孔徑卸壓且推進(jìn)速度小于4 m/d時(shí)，微震事件能量、頻次明顯較低；當(dāng)推進(jìn)至雙工作面“見方”區(qū)域時(shí)，微震頻次急劇上升且能量亦發(fā)生較大波動(dòng)，單次最大釋放能量達(dá)到105J。由此可見，相比于單側(cè)大直徑卸壓，采動(dòng)巷道雙側(cè)卸壓可有效降低微震的能量與頻次，尤其當(dāng)工作面推進(jìn)速度較低時(shí)，卸壓效果更為明顯。由于采場(chǎng)上方高位厚硬巖層并未采取優(yōu)化結(jié)構(gòu)破斷措施，隨著采空區(qū)面積的增大，采場(chǎng)上覆高位厚硬巖層影響范圍和破斷運(yùn)動(dòng)更加劇烈，區(qū)段煤柱受超前采動(dòng)應(yīng)力和側(cè)向采空區(qū)懸露頂板回轉(zhuǎn)擠壓應(yīng)力作用形成高應(yīng)力集中，這也是微震事件主要集中在區(qū)段煤柱側(cè)的主要原因。

4.2.2 采動(dòng)巷道高低位頂板結(jié)構(gòu)破斷優(yōu)化技術(shù)

受工作面回采二次擾動(dòng)、311102采空區(qū)側(cè)向高位厚硬巖層回轉(zhuǎn)擠壓等因素影響，6—5號(hào)聯(lián)絡(luò)巷間回風(fēng)巷區(qū)段煤柱側(cè)巷道變形嚴(yán)重。在采取巷道兩側(cè)幫部大直徑卸壓的基礎(chǔ)上，在6—5號(hào)聯(lián)絡(luò)巷間采用深孔頂板預(yù)裂爆破技術(shù)對(duì)巷道兩側(cè)高低位厚硬巖層的破斷位置進(jìn)行了優(yōu)化。其中生產(chǎn)幫側(cè)施工爆破鉆孔58 個(gè)，非生產(chǎn)幫施工爆破鉆孔80 個(gè)。具體施工參數(shù)見表2，如圖11所示。

表2 311103回風(fēng)巷炮眼施工爆破參數(shù)Table 2 Blasting parameters for No. 311103 air return roadway

圖11 311103回風(fēng)巷開切眼區(qū)域頂板深孔爆破方案示意Fig.11 Sketch map of deep hole blasting scheme for roof in open-off cut area of No. 311103 air return roadway

通過提取工作面在6—5號(hào)聯(lián)絡(luò)巷回采期間的微震監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)，深部厚硬頂板采動(dòng)巷道采取幫部煤體大孔徑卸壓應(yīng)力控制和高低位厚硬頂板破斷結(jié)構(gòu)優(yōu)化后，微震事件整體向工作面中部轉(zhuǎn)移且分布較為離散，同時(shí)微震事件能量主要集中在103～104J，沒有能量超過105J的微震事件且大于104J的微震事件只有3個(gè)，說明巷道所處的采場(chǎng)圍巖結(jié)構(gòu)處于相對(duì)穩(wěn)定，巷道圍巖應(yīng)力集中程度得以緩解，如圖12所示。

1—311102主運(yùn)巷；2—311103回風(fēng)巷；3—311103主運(yùn)巷；4—311103輔運(yùn)巷圖12 6—5號(hào)聯(lián)絡(luò)巷推采期間微震事件空間分布Fig.12 Spatial distribution of microseismic events in No. 6—5 crossheading during advance of face

此外，通過對(duì)過6號(hào)聯(lián)絡(luò)巷期間工作面靠近回風(fēng)巷側(cè)液壓支架工作阻力分析可知，在此期間工作面先后經(jīng)歷8次周期來(lái)壓，平均來(lái)壓步距14.5 m，平均2 d/次，較未采取斷頂爆破來(lái)壓步距減小了10 m，來(lái)壓周期較小1.5 d，來(lái)壓能量也大幅度減弱(圖13)。分析原因在于由于回風(fēng)巷兩側(cè)預(yù)先施工了頂板深孔爆破措施，分別在低位、高位厚硬巖層中人為制造了斷裂弱面，當(dāng)工作面進(jìn)入該區(qū)域回采時(shí)，在超前支承壓力和側(cè)向支承壓力的作用下，回風(fēng)巷上方頂板沿?cái)嗔讶趺婵鍞?，懸露于區(qū)段煤柱上的擠壓應(yīng)力得以釋放，進(jìn)而當(dāng)工作面此間推過時(shí)，來(lái)壓周期和來(lái)壓強(qiáng)度明顯降低。

4.2.3 采動(dòng)巷道吸能讓壓耦合支護(hù)技術(shù)

為進(jìn)一步提高采動(dòng)巷道抵抗動(dòng)壓的能力，在總結(jié)巴彥高勒煤礦311103工作面回風(fēng)巷先后兩側(cè)采掘擾動(dòng)巷道圍巖變形以及松散區(qū)發(fā)育范圍的基礎(chǔ)上，繪制得出適于該巷道的不同開采階段的錨桿(索)均壓支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)曲線(圖14)，并對(duì)回風(fēng)巷在一次、二次采動(dòng)影響下的巷道支護(hù)參數(shù)做了調(diào)整。在一次采掘擾動(dòng)下，回風(fēng)巷錨桿支護(hù)強(qiáng)度為800 kN、有效長(zhǎng)度2.1 m；考慮到現(xiàn)場(chǎng)施工條件和安全系數(shù)，據(jù)此確定錨桿參數(shù)為：頂板采用直徑20 mm，Q500號(hào)錨桿6根(屈服強(qiáng)度大于150 kN)，即錨桿間排距為950 mm×1 000 mm，錨桿長(zhǎng)度2 800 mm。在二次采動(dòng)影響之前，錨桿與錨索支護(hù)阻力達(dá)到1 050 kN，即每米巷道要增加250 kN的支護(hù)阻力，頂板錨索長(zhǎng)度為7 300 mm，錨索直徑為21.8 mm，錨索的主要作用是限制工作面回采期間的圍巖變形，錨索排距為2 000 mm。

圖14 311103工作面回風(fēng)巷一次/二次采動(dòng)影響下錨桿(索)均壓耦合支護(hù)設(shè)計(jì)曲線Fig.14 Design curves of rock bolt (cable) pressure equal-pressure coupling support under primary/secondary mining-induced influence in air return roadway of No.311103 working face

此外，為解決回風(fēng)巷下出口超前應(yīng)力影響范圍內(nèi)巷道底鼓嚴(yán)重，支架遷移困難的問題，在生產(chǎn)幫側(cè)超前35 m、非生產(chǎn)幫10、11號(hào)垛架之間的10 m范圍內(nèi)打設(shè)雙排單體液壓支柱，間排距為1 m，配合鉸接頂梁進(jìn)行支護(hù)，有效改善了回風(fēng)巷超前區(qū)段現(xiàn)場(chǎng)條件。其中，2017年發(fā)生在此巷道的“8·26”沖擊地壓事故造成回風(fēng)巷超前100～400 m出現(xiàn)大面積巷道變形，而超前垛架支護(hù)區(qū)域僅出現(xiàn)了輕微鼓幫現(xiàn)象，未造成大的影響，進(jìn)一步驗(yàn)證了吸能讓壓耦合支護(hù)在指導(dǎo)采動(dòng)巷道動(dòng)壓防治的有效性。

5 結(jié) 論

1)采用“點(diǎn)-面-區(qū)”相結(jié)合的方式得出了深部厚硬頂板條件下一次采動(dòng)影響下工作面超前應(yīng)力影響范圍為60～80 m，煤柱側(cè)圍巖塑性區(qū)為6～8 m，應(yīng)力增高區(qū)為8～12 m，頂板離層高度在4.0 m以下，二次采動(dòng)應(yīng)力影響范圍為160～180 m，煤柱側(cè)塑性區(qū)深度大于10 m，頂板離層高度一般為6.8～8.0 m，兩幫煤體松動(dòng)圈發(fā)育范圍為3.0～3.6 m。

2)區(qū)段煤柱側(cè)向覆巖結(jié)構(gòu)破斷和采動(dòng)應(yīng)力疊加作用下，回風(fēng)巷動(dòng)壓破壞范圍大，破壞長(zhǎng)度平均15 m/次，多表現(xiàn)為鄰空側(cè)頂板整體下沉和區(qū)段煤柱側(cè)煤體整體外移。

3)巷道圍巖應(yīng)力分布及變形破壞不僅與巷道采場(chǎng)圍巖的應(yīng)力狀態(tài)相關(guān)，更與巷道側(cè)向采空區(qū)上覆巖層的破斷結(jié)構(gòu)相關(guān)。沖擊地壓防治要從采動(dòng)巷道圍巖結(jié)構(gòu)和應(yīng)力環(huán)境雙方面入手，通過調(diào)整采動(dòng)巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境，人為干預(yù)高低位巖層破斷位態(tài)，增加高低位厚硬頂板破斷所釋放彈性能量的傳遞損耗，優(yōu)化巷道圍巖支護(hù)參數(shù)，提高工作面超前應(yīng)力峰值附近巷道剛性支護(hù)系統(tǒng)瞬時(shí)吸能讓壓能力，動(dòng)態(tài)調(diào)整各種措施的時(shí)空組合方式進(jìn)而實(shí)現(xiàn)采動(dòng)巷道的圍巖穩(wěn)定性控制。