近距離不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷分區(qū)控制研究

劉華博，孟凡凈，花少震，王 浩

（1.河南工學院 機械工程學院，河南 新鄉(xiāng) 453003；2.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000）

近距離煤層下行開采時，上覆遺留煤柱形成的集中應力通常對下位煤層開采產(chǎn)生附加應力[1-3]，加劇了覆巖結構位態(tài)變化及運動，因此保障采空區(qū)下近距離煤層巷道圍巖穩(wěn)定顯得尤為重要。國內(nèi)外學者們圍繞采空區(qū)下近距離煤層巷道圍巖變形破壞及控制技術開展了大量的研究工作，取得了如巷道合理位置布置[4-7]、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[8]、底板影響深度及分區(qū)[9]、控制重難點特征[10-12]、應力及位移分布規(guī)律[13-16]、覆巖位態(tài)結構[17]、畸變破壞特征[18-19]及其分區(qū)域支護技術[20-24]等方面的諸多有益成果,并在不同地質條件下取得了成功應用，保障了近距離煤層的安全有序回采。但現(xiàn)有研究成果中，鮮有關于近距離煤層不規(guī)則采空區(qū)下復雜賦存條件綜放煤巷的分區(qū)失穩(wěn)特征及控制的研究。基于此，針對小峪煤礦近距離厚煤層不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖的控制難題，開展巷道圍巖地質雷達探測及鉆孔窺視，結合理論計算確定了巷道圍巖畸變破壞范圍；數(shù)值模擬研究了綜放煤巷圍巖應力分布規(guī)律，揭示了圍巖分區(qū)域非對稱失穩(wěn)破壞特征；針對性提出了近距離不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷的分區(qū)域組合支護技術，現(xiàn)場工程試驗證實煤巷圍巖控制效果良好。

1 工程概況

試驗礦井3#煤層平均煤厚8.48 m，煤層傾角約6°，其下部5#煤層埋深約250 m，煤層平均厚度約7.41 m，煤層傾角約6°，屬穩(wěn)定可采煤層，采用綜合機械化放頂煤開采方式，采高3 m，放煤高度約4.41 m，5#煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖如圖1。

圖1 5#煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of roof and floor of 5#coal seam

3#煤與5#煤層間距約30 m，屬近距離煤層。試驗對象為下位5#煤層8204 工作面區(qū)段平巷，其上方3#煤層各工作面已采空，為不規(guī)則分布的采空區(qū)，8204 工作面相對上位不規(guī)則采空區(qū)布置如圖2。8204 工作面綜放煤巷斷面為寬4.8 m×高3.2 m 矩形巷道，沿5#煤層底板布置。

圖2 8204 工作面相對上位不規(guī)則采空區(qū)布置圖Fig.2 Layout of 8204 coal face and upper irregular goaf

由于經(jīng)歷了上位放頂煤工作面劇烈動壓擾動影響，上煤層底板破壞深度大，導致下方工作面在回采期間必將經(jīng)受2 個放頂煤工作面支承應力的疊加影響，導致巷道圍巖控制難度大。再者，由于5#煤層采準巷道支護設計以經(jīng)驗為主、缺乏理論依據(jù)支撐，隨處可見圍巖大變形、頂板網(wǎng)兜及錨桿索支護失效等現(xiàn)象。鑒于此，需開展采空區(qū)下近距離厚煤層綜放煤巷圍巖失穩(wěn)破壞研究，據(jù)此針對性設計支護方案，確保煤巷圍巖的穩(wěn)定性。

2 綜放煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征

為探究近距離厚煤層典型試驗煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征，運用地質雷達、鉆孔窺視及理論計算3 種方法分析8204 工作面綜放煤巷的破壞狀況，為巷道支護設計提供數(shù)據(jù)支撐；同時，采取數(shù)值模擬的方法研究了圍巖應力分布及塑化運移狀況，進而揭示煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征。

不同位置煤巷圍巖地質雷達與鉆孔窺視對比圖如圖3。

圖3 不同位置煤巷圍巖地質雷達與鉆孔窺視對比圖Fig.3 Contrast of geological radar and borehole peeping in different positions of coal roadway

2.1 地質雷達探測結果及分析

地質雷達探測共布置16 條測線，分別選取工作面區(qū)段巷道普通區(qū)域、A 區(qū)、B 區(qū)（包括殘留煤柱下方應力集中區(qū)巷道）及C 區(qū)各2 個位置的實體煤及回采側幫布置測站，每條測線長度不少于1 000 道，探測結果顯示：A 區(qū)、B 區(qū)（殘留煤柱下方巷道）及C區(qū)雷達測試結果類似，因此選取普通區(qū)及B 區(qū)圍巖控制難度極大的上位煤層殘留煤柱下方應力集中區(qū)巷道探測結果進行分析。

地質雷達探測結果顯示：普通區(qū)巷道實體煤側圍巖橫向裂隙連通范圍從巷道壁面延伸至1.80 m，1.80 m 以里圍巖仍出現(xiàn)斷續(xù)發(fā)育的橫向裂隙，此處橫向裂隙發(fā)育位置存在一定程度的結構面弱化帶；普通區(qū)巷道回采幫淺部1.95 m 范圍內(nèi)圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育較為明顯，幫部1.95 m 向深部延伸仍存在一定程度的橫向裂隙，但相對淺部圍巖裂隙數(shù)量顯著降低，由此得出了巷道回采幫松動圈范圍略大于實體煤幫，但兩幫圍巖裂隙顯著發(fā)育范圍均沒有超過2.0 m。B 區(qū)上位煤層殘留煤柱下方應力集中區(qū)巷道實體煤側淺部2.25 m 以內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育顯著，回采側幫2.50 m 范圍內(nèi)圍巖存在不同程度裂隙。由不同區(qū)域圍巖裂隙發(fā)育特征可以得出，殘留煤柱下方巷道圍巖破壞程度明顯大于普通區(qū)域巷道。

2.2 鉆孔窺視結果及分析

為了進一步分析綜放煤巷圍巖松動圈范圍，采取鉆孔窺視的方法, 分別選取工作面區(qū)段巷道普通區(qū)域、A 區(qū)、B 區(qū)及C 區(qū)各2 個位置頂板、實體煤及回采側幫布置測站，分析巷道圍巖裂隙發(fā)育狀況，同時鉆孔窺視結果可消除上述介電常數(shù)變化異常區(qū)域由含水量的突增變化的影響，亦可對上述地質雷達探測結果實現(xiàn)相互驗證。結果表明:A 區(qū)、B 區(qū)及C區(qū)鉆孔窺視結果近似一致，因此選取普通區(qū)及C 區(qū)圍巖窺視結果進行分析。

由普通區(qū)域綜放煤巷頂板鉆孔窺視結果可以看出：頂板淺部1.8 m 內(nèi)煤體較為破碎，1.8～3.6 m 內(nèi)存在不同程度發(fā)育的縱向裂隙，超過3.6 m 時圍巖裂隙顯著減少，頂板逐漸趨于穩(wěn)定；實體煤幫淺部1.2 m 及回采幫淺部1.4 m 范圍內(nèi)圍巖裂隙較為發(fā)育，煤體較為破碎，超過此范圍后兩幫煤體裂隙數(shù)量明顯變少，圍巖逐漸趨于穩(wěn)定，在此基礎上，圍巖可以發(fā)揮良好的錨固效果；不規(guī)則采空區(qū)下C 區(qū)頂板淺部5.2 m 范圍內(nèi)圍巖存在各類不同程度的裂隙，圍巖破壞范圍大，超過5.2 m 后裂隙逐漸減少，圍巖漸趨穩(wěn)定；實體煤幫及回采幫煤體裂隙發(fā)育較為顯著區(qū)域范圍分別為2.9 m 和3.2 m，由此得出了不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖破壞程度顯著強于普通區(qū)域圍巖，這亦驗證了上述地質雷達探測結果的合理性。為了發(fā)揮良好的錨桿錨固效果，提出煤巷兩幫錨桿長度不應小于2.0 m。同時，現(xiàn)場測試得出了采空區(qū)下方煤巷的劇烈擾動范圍為采空區(qū)邊界正下方向兩側延伸約40 m。

綜上所述，采空區(qū)下與普通區(qū)域綜放煤巷破壞特征存在顯著差異，因此，提出不規(guī)則采空區(qū)下與普通區(qū)域綜放煤巷應采取差異化支護方案，即普通區(qū)域圍巖采取常規(guī)支護方案，采空區(qū)下位巷道需采取加強支護措施（考慮到安全系數(shù)，加強支護應在采空區(qū)邊界正下方向兩側拓展50 m 范圍內(nèi)）。

2.3 極限平衡區(qū)理論分析煤巷圍巖破壞特征

根據(jù)礦山壓力與巖層控制理論，綜放煤巷兩幫圍巖極限平衡區(qū)范圍x0可由式（1）計算得出：

式中：m 為5#煤層開采高度，取7.41 m；H 為5號煤層采深，約為250 m；ρ 為5#煤層上覆巖層的平均密度，取2.5 t/m3；A 為側壓系數(shù)，取1.2；φ0為煤層的內(nèi)摩擦角，取30°；c0為煤層的平均黏聚力，取0.6 MPa；k 為煤巷兩幫的應力集中系數(shù)，取值于數(shù)值模擬計算結果；pz為煤巷兩幫的支護強度，取0.25 MPa。

根據(jù)試驗礦井5#煤層8204 綜放工作面以上相關參數(shù)值，將其代入式（1）計算可得，8204 綜放工作面煤巷兩幫圍巖極限平衡區(qū)范圍約2.15 m，與上述現(xiàn)場測試結果近似一致。

2.4 煤巷圍巖應力分布及失穩(wěn)特征

為了闡明綜放煤巷在經(jīng)歷本工作面回采過程中應力分布情況，建立能準確反映現(xiàn)場工程實際相一致的采空區(qū)下近距離厚煤層巷道圍巖三維數(shù)值模型，分析開挖擾動作用下圍巖變形破壞與垂直應力分布規(guī)律，闡明煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征。

構建的近距離厚煤層不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖數(shù)值計算模型尺寸為：長650 m、寬600 m、高230 m，模型四周鉸支、底部固支，上部為自由邊界，模型本構關系為Mohr-Coulomb 基本準則，基于Hoek-Brown 準則[25-26]處理后的煤巖層力學參數(shù)見表1。

表1 巖層力學參數(shù)表Table 1 Mechanical parameters of rock stratum

基于上位3#煤層各工作面回采結束后，研究5#煤8204 工作面回采進程中圍巖應力分布狀況。以工作面回采90 m 為例，綜放煤巷圍巖應力分布云圖如圖4。

圖4 綜放煤巷圍巖應力分布云圖Fig.4 Surrounding rock stress distribution in fully mechanized top-coal caving roadway

由圖4 可知：受上位各工作面回采影響，位于3#煤層各工作面正下方的5#煤體均處于擾動破壞的應力低值區(qū)，但位于上煤層工作面殘留煤柱下方應力高度集中的綜放煤巷圍巖應力集中系數(shù)高達2.54；工作面前方動態(tài)移動的劇烈動壓擾動影響范圍約26 m，因此工作面超前支護范圍應不小于26 m；8204 工作面自開切眼回采至50 m 過程中，由于本工作面距離上位工作面采空區(qū)距離較遠，上位煤層工作面采空區(qū)及遺留煤柱對8204 工作面開采影響較小；當工作面開采至90 m 時，位于8204 工作面下方的煤層處于已發(fā)生破壞的應力低值區(qū)，引起超前應力僅由工作面前方一部分煤體承擔，且此位置處煤體處于上位東4801 工作面與8204 工作面的應力疊加，工作面前方支承壓力顯著增大，易引起前方煤體大范圍畸變破壞。鑒于此，提出8204 工作面回采至90 m 時應加強對圍巖應力、位移、支護構件受力等礦壓指標的及時監(jiān)測，亦可采取卸壓等方式提前釋放工作面超前段圍巖應力。

以超前工作面10、50、80 m 為例，綜放煤巷兩幫圍巖應力分布曲線如圖5。

圖5 煤巷兩幫圍巖應力分布曲線Fig.5 Stress distribution curves in two sides of the roadway

由圖5 可知：超過工作面前方50 m 時巷道兩幫圍巖近似趨于穩(wěn)定，此時巷道兩幫圍巖應力峰值區(qū)范圍均為2.5 m；當距離工作面10 m 時，巷道兩幫圍巖應力值顯著增加，實體煤幫與回采幫圍巖應力峰值分別為15.63 MPa 和16.31 MPa，應力值增幅分別為62.98%和61.17%，應力峰值位置由原來2.0 m增大至2.5 m。

3 采空區(qū)下綜放煤巷圍巖分區(qū)控制技術

綜放煤巷圍巖分區(qū)域支護圖如圖6。

圖6 綜放煤巷圍巖分區(qū)域支護圖Fig.6 Sub-regional support of fully mechanized top-coal caving roadway

1）普通區(qū)支護。普通區(qū)域綜放煤巷實體煤幫1.80 m、回采幫1.95 m 范圍內(nèi)煤體裂隙發(fā)育，未經(jīng)歷工作面劇烈擾動影響時兩幫圍巖應力峰值區(qū)距離約為2.0 m，因此巷道兩幫錨桿長度需不小于2.0 m；巷道頂板3.6 m 內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育，因此對于普通區(qū)域圍巖采取頂板雙排錨索+兩幫鋼筋梯梁網(wǎng)+超前段單體柱等分區(qū)聯(lián)合支護技術（圖6（a））。

2）采空區(qū)下及殘留煤柱下加強支護?？紤]到：①上煤層工作面殘留煤柱下方應力高度集中的綜放煤巷圍巖應力集中系數(shù)高達2.54；②采空區(qū)下方煤巷將經(jīng)歷本放頂煤工作面的劇烈動壓擾動影響，工作面超前單體柱加強支護范圍應不小于26 m。提出在采空區(qū)下向兩側延伸50 m 及殘留煤柱下煤巷沿頂板及兩幫傾斜補打槽鋼錨索進行加強支護（圖6（b））。槽鋼錨索錨固點位于巷道兩肩窩處的三向受壓巖體內(nèi)，為發(fā)揮對圍巖的錨固力提供了較好的承載基礎，其施加的復向預應力迫使頂板巖體處于多向壓應力狀態(tài)，顯著提升了頂板圍巖強度。

3.1 普通區(qū)域綜放煤巷圍巖支護方案

1）頂板支護。巷道頂板布置5 根φ22 mm×2 400 mm 螺紋鋼錨桿及2 根φ17.8 mm×9 500 mm 單體錨索支護，錨桿間排距1 000 mm×1 100 mm，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm，錨桿與錨索鐵托盤規(guī)格分別為170 mm×170 mm×10 mm 與300 mm×300 mm×10 mm。工作面前方30 m 采取單體柱動態(tài)加強支護。

2）兩幫支護。煤巷兩幫各布置2 根φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 100 mm，鐵托盤規(guī)格為120 mm×120 mm×8 mm，上下2 根錨桿采用鋼筋梯組合為一體，頂板及兩幫均鋪設鉛絲網(wǎng)聯(lián)合支護。

3.2 采空區(qū)及殘留煤柱下煤巷加強支護方案

1）頂板支護。頂板每2 排單體錨索中間傾斜補打2 根φ17.8 mm×9 500 mm 槽鋼錨索加強支護，補打后的頂板錨索間排距為1 600 mm×800 mm。

2）兩幫支護。兩幫傾斜補打2 根φ17.8×5 000 mm錨索配套槽鋼進行加強支護，幫部槽鋼錨索間排距為1 600 mm×2 400 mm。

3.3 支護效果

分別在普通區(qū)域、采空區(qū)下及殘留煤柱下方煤巷設置測站監(jiān)測圍巖變形量，不同區(qū)域綜放煤巷圍巖礦壓觀測曲線如圖7（采空區(qū)下及殘留煤柱下方煤巷圍巖監(jiān)測結果近似一致，此處僅展示采空區(qū)下方煤巷圍巖觀測結果）。

圖7 不同區(qū)域綜放煤巷圍巖礦壓觀測曲線Fig.7 Observation curves of fully mechanized top-coal caving roadway in different regions

由圖7 可知：工作面前方75 m 以外圍巖變形量增速較緩，近似趨于穩(wěn)定；工作面前方45～75 m 位置處圍巖受到工作面回采擾動影響，圍巖位移快速增長；工作面前方45 m 處礦壓顯現(xiàn)較為劇烈，圍巖移近量顯著增加；在工作面位置處普通區(qū)域及采空區(qū)下煤巷圍巖位移均控制在合理范圍之內(nèi)，且未出現(xiàn)錨桿索破斷現(xiàn)象，煤巷圍巖控制效果良好。因此，采取以上分區(qū)聯(lián)合支護技術實現(xiàn)了對普通區(qū)、采空區(qū)下及殘留煤柱下煤巷圍巖的穩(wěn)定性控制，保障了近距離厚煤層工作面的安全正?；夭?。

4 結 語

1）將試驗巷道劃分為普通區(qū)、采空區(qū)下及殘留煤柱下等多個區(qū)域，通過地質雷達探測及鉆孔窺視得出普通區(qū)巷道頂板3.6 m、實體煤側1.8 m、回采側1.95 m 及采空區(qū)下巷道頂板5.2 m、實體煤幫2.9 m、回采幫3.2 m 及殘留煤柱下煤巷實體煤側2.25 m、回采幫2.50 m 內(nèi)圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育，煤體較為破碎，揭示了巷道回采幫松動圈范圍均大于實體煤幫0.5 m 的非對稱破壞特征。

2）根據(jù)現(xiàn)場礦壓觀測結果并結合極限平衡區(qū)理論，得出了煤巷兩幫圍巖的塑化范圍為2.15 m；闡明了上位煤層殘留煤柱下部應力集中區(qū)煤巷及不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖破壞程度顯著強于普通區(qū)域圍巖的變形破壞規(guī)律，這亦驗證了上述地質雷達探測及鉆孔窺視結果的合理性。

3）數(shù)值模擬結果表明：上煤層工作面殘留煤柱下方綜放煤巷圍巖應力集中系數(shù)高達2.54；工作面前方劇烈動壓擾動影響范圍為26 m。提出了工作面超前動態(tài)加強支護距離為30 m；闡明了當工作面開采至90 m 時，由于受上位已回采工作面及本工作面開采引起的應力場疊加，需加強對綜放煤巷圍巖的礦壓觀測。

4）基于綜放煤巷圍巖松動破壞程度及應力分布規(guī)律，提出普通區(qū)煤巷頂板雙排錨索+兩幫鋼筋梯梁網(wǎng)+超前段單體柱、采空區(qū)下及殘留煤柱下煤巷頂板及兩幫槽鋼錨索進行加強支護的分區(qū)域聯(lián)合控制技術?，F(xiàn)場礦壓觀測結果證實聯(lián)合支護技術有效解決了不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖的控制難題。