深部盤區(qū)大巷維護“卸控耦合”超前控制技術(shù)研究

韋金龍，趙利安

(1.山西長平煤業(yè)有限責任公司，山西 晉城 048006；2.遼寧工程技術(shù)大學 礦業(yè)學院，遼寧 阜新 123000)

當前，我國煤礦開采逐漸向深部發(fā)展，中東部地區(qū)的大部分煤礦己經(jīng)進入深部開采，很多煤礦的開采深度超過1000m，最大深度已達到1500m[1，2]。進入深部開采以后，在深部高應(yīng)力和強采動應(yīng)力作用下巷道圍巖呈現(xiàn)出“大變形、強流變”的軟巖特征，圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)顯著增大，極大地增加了巷道圍巖控制難度，這已經(jīng)成為制約我國煤礦集約化高效生產(chǎn)的瓶頸。眾多學者對深部開采情況下巷道圍巖壓力及巷道維護技術(shù)進行了研究和實踐[3-8]。唐亮亮提出采用改變工作面布置方式改善巷道維護條件[2]。劉如鵬、王立新等在深部巷道支護實踐中采用架棚-砌墻支護、“錨桿+錨索+掛網(wǎng)+噴漿”或錨注支護技術(shù)[3，4]。還有學者提出用切頂卸壓技術(shù)結(jié)合圍巖錨注漿技術(shù)[5-8]?？傮w上看，深部巷道維護方面的技術(shù)還不成熟，聯(lián)合支護效果需要進一步提高，深埋動巷道圍巖破壞機理需要進一步研究。

為了解決長平煤業(yè)深部開采過程中，盤區(qū)大巷受掘進擾動和采動影響較大，巷道破壞嚴重，翻修工程量大的問題，采用了數(shù)值模擬結(jié)合現(xiàn)場實踐的方法，確定了合理的切頂高度和切頂位置，進而提出了“卸控耦合”超前控制技術(shù)，保證盤區(qū)大巷圍巖穩(wěn)定性。

1 工程背景

長平煤業(yè)3#煤層平均厚度2.85mm，傾角3°～10°，平均6°，采用盤區(qū)式布置，盤區(qū)大巷布置于井田中部，1102巷、1104巷為回風巷，1103巷為主運巷，1101巷、1105巷為輔運巷。相鄰巷道中對中間距為30m，巖柱尺寸為25m。盤區(qū)大巷南北兩側(cè)均布置有綜采工作面。1305(上)工作面與盤區(qū)大巷的平面、剖面位置關(guān)系如圖1所示。1305(上)工作面為3號煤一盤區(qū)上分層采煤工作面，南為礦井邊界，西為回采結(jié)束的1303(上)工作面，東為正在掘進的1307(上)工作面。1305(上)工作面標高：最低：140m，最高：210m。工作面走向長度為：985m，傾向長度為175m。

圖1 工作面與盤區(qū)大巷的位置關(guān)系

目前，長平煤業(yè)深部開采水平垂深達到700m以上，開采存在以下問題：

1)巷道密集，巖柱軟弱，受到掘進擾動影響。盤區(qū)大巷附近巷道多，大巷之間的巖柱較軟弱，大巷間距相對較小，掘進擾動致使巖柱承受較高的支承壓力作用，在一定程度上會加大巷道兩幫及底板的變形，兩幫和底板的變形破壞又會引起頂板的下沉及變形。

2)采動影響強烈，礦壓顯現(xiàn)劇烈。前期的礦壓觀測結(jié)果表明，盤區(qū)大巷受到采動影響極為強烈，工作面接近終采線時，大巷即開始出現(xiàn)礦壓顯現(xiàn)，5條大巷均出現(xiàn)嚴重變形破壞，巷道斷面大幅收斂，往往還伴隨著幫部破碎、幫部和底板鼓出以及金屬網(wǎng)撕裂情況。觀測結(jié)果表明盤區(qū)大巷兩幫累計移近量達到2～3m，頂?shù)装謇塾嬕平窟_到3～5m，底鼓量占比較大，錨網(wǎng)索支護結(jié)構(gòu)也出現(xiàn)了破斷、脫錨、撕裂等破壞失效形式，嚴重影響煤礦的正常安全生產(chǎn)，增加了多次擴刷修巷工程量。為避免1305(上)工作面開采過程中，采動應(yīng)力集中對5條盤區(qū)大巷造成嚴重變形破壞，亟待解決強采動影響下盤區(qū)大巷的圍巖穩(wěn)定控制問題。

2 數(shù)值模擬研究

數(shù)值模擬的優(yōu)勢在于可將現(xiàn)場情況進行可視化再現(xiàn)，可有效的擴展研究人員的認知范圍，具有成本低，效率高的優(yōu)勢[9]。為掌握爆破切頂對超前支承應(yīng)力的卸壓和阻斷效果，針對1305(上)工作面以及其對應(yīng)了盤區(qū)大巷開展了爆破切頂卸壓控制數(shù)值模擬研究。

2.1 數(shù)值模型的建立

采用FLAC3D數(shù)值模擬的方法，以長平煤業(yè)1305(上)工作面和5條盤區(qū)大巷研究對象，建立數(shù)值計算模型。數(shù)值模擬模型尺寸為330m×165m×5m，共劃分66570個網(wǎng)格單元，100719個節(jié)點。

2.2 數(shù)值模擬方案

根據(jù)長平煤業(yè)盤區(qū)大巷圍巖結(jié)構(gòu)及力學性質(zhì)為基礎(chǔ)。盤區(qū)大巷埋深約700m，煤層上方13.3m的堅硬粉砂巖的頂部作為切頂高度，垂直切頂高度為30m，模型頂部界面施加上覆巖層等效壓應(yīng)力P=15MPa。目前切頂卸壓常用的高效方法是爆破切頂卸壓[10]。在終采線前方工作面兩巷內(nèi)實施爆破切頂卸壓時，不同切頂高度和切頂位置條件下，對超前支承應(yīng)力控制效果不同。

2.2.1 切頂高度的確定

依據(jù)關(guān)鍵層的判定方法，確定長平煤業(yè)3號煤上方第一層關(guān)鍵層為13.3m厚的堅硬粉砂巖，見表1。依據(jù)關(guān)鍵層理論可知，厚、硬關(guān)鍵層是導(dǎo)致上覆巖層載荷傳遞至工作面前方煤巖體的主因[11]。因此，切頂高度應(yīng)達到煤層上方的關(guān)鍵層，即切頂高度達到煤層上方13.3m厚堅硬粉砂巖的頂部。另外，合理的切頂高度，還應(yīng)該使切頂高度內(nèi)巖層垮落后能充滿整個采空區(qū)，對更上位的巖層起到了較好的支撐作用，降低了頂板斷裂沖擊載荷，最大限度地降低頂板巖層回轉(zhuǎn)下沉的擾動作用[12]。綜合以上因素，深孔爆破的頂板層位距離煤層頂部的垂直距離為30m，如圖2所示[11]。

表1 1305(上)工作面上覆巖層關(guān)鍵層判定

圖2 深孔爆破切頂高度

2.2.2 切頂位置數(shù)值模擬方案

爆破切頂后會在切頂位置前后形成支承應(yīng)力集中，為避免切頂卸壓造成采煤工作面頂板壓力增大，數(shù)值模擬中爆破切頂卸壓位置選擇在工作面兩回采巷道內(nèi)超前終采線20m、30m、40m、50m位置處切頂，切頂高度至煤層上方13.3m的堅硬粉砂巖的頂部，垂直切頂高度為30m。采用數(shù)值模擬方法對巷道不同切頂位置處的超前支承應(yīng)力分布進行模擬和分析。

2.3 不同切頂位置超前支承應(yīng)力分布特征

通過FLAC3D數(shù)值模擬，得到超前工作面終采線20m、30m、40m、50m位置處切頂時超前支承應(yīng)力分布狀態(tài)，如圖3所示。

圖3 采煤工作面超前支承應(yīng)力分布狀態(tài)

未切頂時終采線前方支承應(yīng)力呈現(xiàn)出先增高后降低趨勢，出現(xiàn)三個應(yīng)力特征區(qū)，分別為應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)、應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)，峰值位置出現(xiàn)在煤壁前方約20m處，峰值應(yīng)力為43MPa。切頂時與未切頂相比爆破切頂位置附近應(yīng)力出現(xiàn)顯著降低，高應(yīng)力區(qū)的范圍也減少，切頂位置距離工作面較近時，卸壓量值和卸壓范圍較大，切頂位置距離工作面較遠時，卸壓效果減弱。切頂后的超前支承應(yīng)力變化狀態(tài)，說明距離采煤工作面終采線較近時，爆破切頂阻隔了采空區(qū)上方巖層載荷向終采線前方的傳遞，減弱了高應(yīng)力量值及其范圍，縮短了采動應(yīng)力影響范圍，從而巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境有所改善，有利于巷道維護。

2.4 不同切頂位置超前支承應(yīng)力分布曲線特征

為了對比不同切頂位置下超前支承應(yīng)力分布特征，在數(shù)值模擬結(jié)果中提取煤層上方粉砂巖關(guān)鍵層的超前支持應(yīng)力分布曲線，如圖4所示。依據(jù)采動應(yīng)力擾動理論，取原巖應(yīng)力17.5MPa的1.05倍作為開采擾動限值，即18.375MPa。切頂位置對超前支承應(yīng)力擾動范圍的影響以開采擾動限值18.375MPa為界限進行判斷，當超過該值時即認為巷道受到采動影響。不同切頂位置與開采擾動影響范圍的關(guān)系如圖5所示。

圖4 不同切頂位置超前支承應(yīng)力分布特征

圖5 不同切頂位置與超前采動影響范圍的關(guān)系

2.4.1 超前支承應(yīng)力的變化趨勢

未切頂時，超前支承應(yīng)力先升高至峰值，然后降低至原巖應(yīng)力17.5MPa，呈“單峰”狀態(tài)，峰值位置出現(xiàn)在終采線前方20m處；切頂時，超前支承應(yīng)力分布曲線呈現(xiàn)“雙峰”狀態(tài)，第一個峰值出現(xiàn)在終采線前方，但與未切頂時相比，更靠近終采線，第二個峰值則出現(xiàn)在切頂卸壓區(qū)的右側(cè)，由于受到爆破切頂卸壓而發(fā)生應(yīng)力轉(zhuǎn)移產(chǎn)生的，同樣隨著遠離終采線，逐漸降低至原巖應(yīng)力。

2.4.2 超前支承應(yīng)力切頂卸壓效果

在20m、30m、40m和50m不同切頂位置，都產(chǎn)生了切頂卸壓區(qū)，但隨著切頂位置遠離終采線，應(yīng)力降低幅度減小，應(yīng)力阻斷作用減弱。切頂位置在終采線前方20m時，應(yīng)力下降幅度達到5～10MPa；切頂位置在終采線前方50m時，除卸壓位置外，其超前支承應(yīng)力分布曲線基本和未切頂時完全相同，對超前支承應(yīng)力的阻斷作用基本消失。

2.4.3 切頂位置對超前支承應(yīng)力峰值的影響

隨著切頂位置遠離終采線，對靠近終采線的峰值應(yīng)力影響越來越弱，當切頂位置在終采線前方20m、30m、40m和50m時，靠近終采線的峰值應(yīng)力分別降低了10MPa、6MPa、2.3MPa、0MPa，切頂位置在終采線前方50m時，對超前支承應(yīng)力的阻斷作用基本消失。

以開采擾動限值18.375MPa為界限，當超過該值時即認為巷道受到采動影響。隨著切頂位置遠離終采線，超前支承壓力影響范圍也逐漸增大。切頂位置在終采線前方20m時，采動影響范圍在100m左右；切頂位置超前50m時，采動影響范圍在165m左右?？梢钥闯銮许斁嚯x超前50m和不切頂?shù)某皠訅河绊懛秶嘟?，卸壓阻斷效?yīng)基本消失。

綜上所述，通過切頂卸壓可以降低超前支承應(yīng)力量值和采動影響范圍，起到應(yīng)力阻斷作用，但是隨著切頂位置距離工作面較遠時，卸壓效果減弱。當切頂位置在終采線前方20～30m時，采動支承應(yīng)力降低幅度多達5～10MPa，而采動影響范圍則由未切頂時的165m降低至100～120m左右，在此位置切頂后，盤區(qū)大巷基本不受采動影響，有利于巷道維護。因此確定合理的切頂位置為超前終采線30m，如圖6所示。炮孔布置如圖7所示。

圖6 1305(上)工作面回采巷道內(nèi)深孔爆破切頂位置

圖7 回采巷道內(nèi)深孔爆破切頂炮孔布置斷面

3 深孔爆破切頂施工工藝

爆破切頂和水力壓裂是常用的兩種切頂卸壓方法，由于前者能夠有效利用工作面采動影響及上覆巖層自身重力，具有高效、定向切頂以及技術(shù)較為成熟等優(yōu)點，因此，選用深孔爆破切頂施工工藝[13-16]。孔深34～85m，孔徑94mm。

首先，選定回采巷道中圍巖較穩(wěn)定地段作為施工地段并布設(shè)鉆場，采用礦用深孔鉆機按照炮孔布置參數(shù)打設(shè)炮孔。其次，在爆破施工前需要對頂板和兩幫進行了加強支護，對頂板主要采用單體支護+π型鋼梁架棚+補強錨索支護，對兩幫炮眼附近進行了錨網(wǎng)索補強護孔作業(yè)；爆破施工時，主要工序：爆破前的施工準備→裝藥→封孔→連線→起爆→爆破效果檢查與監(jiān)測。切頂施工時，在回采巷道實施了6個孔的深孔爆破，每次爆破3個孔，爆破順序是4，5，6號孔→1，2，3號孔，如圖9所示。

4 盤區(qū)大巷“卸控耦合”超前控制技術(shù)

前面的切頂卸壓側(cè)重于通過切頂卸壓措施降低或減弱作用在盤區(qū)大巷上采動支承應(yīng)力，屬于只考慮“外因”，從采礦實踐活動經(jīng)驗可知，針對盤區(qū)大巷不同圍巖應(yīng)力范圍，通過各種控制措施，強化其自身的支護強度，從“內(nèi)因”角度控制巷道，也十分必要。此處，“卸控耦合”超前控制機理是通過切頂卸壓減弱采動支承應(yīng)力的影響，改善盤區(qū)大巷圍巖應(yīng)力環(huán)境；通過分區(qū)加固，實現(xiàn)支護圍巖力學特性的耦合：深部高應(yīng)力巷道圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)顯著增大，圍巖由淺至深其破壞程度逐漸減小，達到穩(wěn)定所需的支護強度也逐漸減小，針對破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)，通過“錨桿、中長錨索和長錨索”支護加固方式，采用高強度、高預(yù)緊力、高剛度支護體系，形成支護強度逐漸減弱的分區(qū)加固圈，實現(xiàn)支護與圍巖力學特性相耦合，從而抑制破碎區(qū)和塑性區(qū)的發(fā)展，有效控制圍巖的變形破壞[17，18]。

“卸控耦合”超前控制技術(shù)是針對強烈采動影響采用切頂卸壓控制措施，降低盤區(qū)大巷圍巖應(yīng)力，同時針對采動后再加固區(qū)存在的圍巖承載嚴重下降、加固效率大大降低的問題，采取分區(qū)耦合超前加固控制技術(shù)如圖8所示，提前預(yù)防圍巖承載能力下降，從而保證盤區(qū)大巷圍巖穩(wěn)定性。

圖8 深埋強采動巷道圍巖分區(qū)耦合支護

盤區(qū)巷道圍巖鉆孔窺視結(jié)果表明，采動后，1103巷圍巖破壞深度達到7～8m，然而1103巷初期支護、修巷支護時采用錨索長度僅為5.3m或7.3m，錨桿長2.2m、2.4m，支護強度明顯不足。而且錨桿和錨索均錨固在圍巖破碎區(qū)或塑性破壞深度范圍內(nèi)，未能錨固至穩(wěn)定區(qū)域，致使破碎區(qū)不斷向深部擴展，孔口圍巖破碎致使托錨力下降。圍巖破壞深度加大則導(dǎo)致錨桿、錨索錨固力減弱，大大減弱了巷道支護加固效果，致使圍巖整體變形加劇[19]。因此，錨桿錨索支護參數(shù)與圍巖分區(qū)特征不耦合是造成盤區(qū)大巷變形的重要原因平[20.21]。因此，“卸控耦合”超前控制技術(shù)可以通過對破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)圍巖的力學狀態(tài)進行分區(qū)控制，形成支護與圍巖相耦合的三個承載區(qū)，起到主動加固圍巖、提高圍巖整體性的目的。

針對1103巷破碎區(qū)、塑性區(qū)及彈性區(qū)范圍的不同，在掘巷時初期支護采用2.4m長的錨桿、7.3m和5.3m長的中長錨索的基礎(chǔ)上，采用10.3m長的錨索并配合20號高強槽鋼梁和鋼筋網(wǎng)進行超前加固支護，將破碎區(qū)域、塑性區(qū)域和彈性區(qū)域連為一起，形成錨桿、中長錨索和長錨索呈間隔布置結(jié)構(gòu)，由巖體淺部至巖體深部形成0～2.4m、2.4～7m、7～10m三個穩(wěn)定的承載圈(如圖9所示)，從而起到支護設(shè)施主動加固圍巖，增強圍巖整體堅固性的目標。

圖9 超前加固后1103巷圍巖分區(qū)耦合支護布置(mm)

5 盤區(qū)大巷“卸控耦合”超前控制技術(shù)應(yīng)用效果

采煤工作面開采引起的強烈動壓是造成盤區(qū)大巷劇烈變形的重要原因之一。為了減小1305(上)工作面開采對盤區(qū)大巷圍巖變形的影響，回采巷道內(nèi)實施超前深孔爆破切頂卸壓，同時對盤區(qū)大巷進行了超前加固控制技術(shù)。深孔爆破施工過程中，采用煤礦專用防爆相機，對施工過程進行了記錄；爆破后，采用鉆孔窺視儀對定向爆破切縫效果進行了觀測和分析。

通過現(xiàn)場觀測，4—6號孔爆破后，鄰近3號孔出現(xiàn)了冒煙情況，說明3號和4號孔之間爆破后的裂隙實現(xiàn)了貫通；1—3號爆破后，鄰近4號孔出現(xiàn)了冒煙情況，進一步驗證了3號和4號孔之間形成了預(yù)期的切頂斷裂面；依次類推，相鄰的其他炮孔之間也形成了由定向切縫貫通的切頂斷裂面，定向切縫和孔內(nèi)裂隙發(fā)育明顯，表面爆破后形成了貫穿破碎帶，深孔爆破切頂效果良好。

實施“卸控耦合”超前控制技術(shù)后1103巷變形趨勢如圖10所示，1103巷圍巖變形量大幅減小，1303(上)工作面終采后一個月之內(nèi)，巷道變形速度較快，50d后基本趨于穩(wěn)定，頂板下沉量不超過70mm，兩幫回縮量最大為150mm，底鼓量為130mm左右，圍巖穩(wěn)定性得到顯著改善，支護結(jié)構(gòu)可靠性得到保障，與未采取切頂卸壓措施的盤區(qū)大巷變形形成鮮明對比。

圖10 采用切頂卸壓技術(shù)后1103巷變形趨勢

6 結(jié) 論

1)以長平煤業(yè)1305(上)工作面和5條盤區(qū)大巷研究對象，進行了不同切頂位置超前支承應(yīng)力分布數(shù)值模擬研究，確定合理的切頂位置為超前終采線30m。

2)提出了“卸控耦合”超前控制技術(shù)，即在采取切頂卸壓控制措施的同時，采取分區(qū)耦合超前加固控制技術(shù)，通過7.3m和5.3m長的中長錨索和10.3m長的錨索并配合20號高強槽鋼梁和鋼筋網(wǎng)對盤區(qū)大巷進行超前加固支護。

3)盤區(qū)大巷“卸控耦合”超前控制技術(shù)應(yīng)用后，卸壓爆破后形成了貫穿破碎帶，深孔爆破切頂效果良好，1103巷圍巖變形量大幅減小，頂板下沉量不超過70mm，兩幫回縮量最大為150mm，底鼓量為130mm左右，圍巖穩(wěn)定性得到顯著改善。