綜采工作面末采回撤通道圍巖變形控制研究

張 杰，陳 誠，甄 澤，王 斌，白文勇，何義峰

(1.西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054；2.教育部西部礦井開采及災害防治重點實驗室，陜西 西安 710054；3.榆林市楊伙盤煤礦，陜西 榆林 719300)

綜采工作面在回采完成后，確保回撤通道圍巖的穩定是實現工作面設備安全、快速回撤的重要保證[1，2]。在神東礦區，通常采用預掘回撤通道的方式以實現工作面設備順利回撤，該種施工方式巷道不受采動影響，初始支護質量高，可以和工作面采煤同時進行，能夠大量節省工作面設備的搬家時間，達到快速搬家的目的[3，4]。根據以往類似生產實踐，當回撤通道圍巖支護強度不足時，巷道會出現片幫、頂板下沉等現象，給綜采設備回撤帶來一定的危險性，從而嚴重影響工程進度和工作面的接替工作。因此，眾多學者一直以來致力于回撤通道支護技術研究，并取得了許多寶貴的理論和技術研究成果。張延明[5]通過分析巷道支護原理，采用錨網索一次支護、頂板注漿加固、打設木垛二次支護技術，解決了回撤通道支護的困難。劉加旺[6]等通過對綜采面收尾和回撤階段礦壓數據進行分析，從而掌握頂板巖層運動及礦壓顯現特征，進一步優化回撤巷的支護參數。趙軍[7]以某礦預掘大斷面回撤通道為例，應用有限差分數值計算軟件模擬了工作面與回撤通道不同距離時圍巖變形與破壞的特征，證明在錨桿、錨索聯合支護的基礎上，再采用垛式支架加強支護是比較適合回撤通道的支護形式。本文以韓家灣煤礦3304工作面回撤通道圍巖合理控制為研究課題，分別采用現場監測、理論分析及數值計算的方法，分析了回撤通道圍巖的變形特征，并結合現場實際生產條件選取最合理的支護方案，最終達到工作面安全、高效回撤的目的。

1 工作面概況

韓家灣煤礦3304工作面為3-1煤的第四個回采工作面，采用預掘單回撤通道[8，9]的方式進行搬家倒面工作，其工作面上部為2-2煤三盤區采空區，北臨3303綜采工作面采空區，南接3401備采工作面，東臨井田邊界，西臨3-1煤西翼大巷。工作面寬258m，煤層埋深155m，煤層平均厚度為2.7m，結構簡單，傾角約1.5°。該工作面直接頂由粉砂巖組成，厚度為1.5m；老頂主要由細粒砂巖組成，以石英、長石為主，粉砂巖紋層，厚度為30.1m；直接底由粉砂巖組成，厚度為3.5m。煤巖層柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤巖層柱狀圖

2 預掘回撤通道圍巖變形監測分析

2.1 回撤通道圍巖松動圈監測方案

為更好地監測3304工作面在末采期回撤通道的圍巖變形量，根據松動圈支護理論[10]，在回撤通道布置窺視測站。本次監測設備采用CXK12礦用本安型鉆孔成像儀，通過視頻采集圍巖變形情況，從而進行定量分析圍巖的穩定性?；爻吠ǖ栏Q視孔測站布置如圖2所示，在距離運輸巷和回風巷30m位置分別布置C1和C3測站，在巷道中部布置C2測站，每個測站分別設計3個鉆孔，頂板孔深7000mm，兩幫孔深2000mm，測孔直徑均為42mm。

圖2 回撤巷窺視孔測點布置

2.2 圍巖松動圈監測結果分析

1)當工作面距回撤通道42m位置時，根據現場的實際施工情況及圍巖的穩定性，通過窺視儀對測點的探測截取下列異常圖片進行圍巖穩定性分析。在此處，由于回撤通道受工作面開采擾動[11，12]較小，巷道兩幫及頂板圍巖穩定性相對較好。觀測結果得出：回撤通道右幫松動圈范圍為0.2～0.5m左右；巷道左幫由于受到工作面開采擾動的影響，圍巖松動圈范圍在0.6～0.8m左右；巷道頂板由于受到覆巖運動的影響，C1測點觀測得到巷道頂板松動圈范圍為2.1～3.3m，裂隙呈縱向發育。C1測站頂板松動圈測試結果如圖3所示。

圖3 C1測站頂板松動圈測試結果

2)隨著工作面的不斷推進，當工作面距離回撤通道15m位置時，工作面頂板出現淋水現象，積水排入回風巷，從而對回撤通道造成影響。C1測站圍巖松動圈觀測結果得出：巷道左幫松動范圍為0.2～1.4m左右，縱向延伸裂隙發育較明顯，同時孔壁局部出現破碎面；巷道右幫松動范圍為0～0.6m左右，相比左幫圍巖較完整，穩定性較好；頂板松動圈范圍為0～4.5m，相比42m位置時，松動范圍擴大了1.2m。C1測站左幫松動圈測試結果如圖4所示。

圖4 C1測站左幫松動圈測試結果

2.3 巷道表面位移監測結果分析

為充分掌握回撤通道在末采過程中的圍巖破壞情況，以及采用的支護方案是否合理。現需要對回撤通道的支護狀況和圍巖變形量進行實時監測，并通過監測儀器及時將監測數據導出、處理及分析。

2.3.1 巷道受工作面影響狀況

根據現場監測可知：當工作面距回撤通道15m位置時，回風巷臨近工作面側煤壁片幫嚴重，部分錨桿(索)被拉斷，錨網破壞；靠近回風巷側，回撤通道頂板下沉量約0.41m，而另一側下沉量約0.18m。此處巷道破壞分析見表1。

表1 巷道破壞特征

由上述分析可知，在末采階段，當巷道受到工作面超前支承壓力[13，14]、開采擾動及積水等影響，導致其圍巖穩定性變差，促使安設的錨桿(索)錨固能力下降，不能有效地加固圍巖，從而造成回風巷及回撤通道圍巖出現片幫、頂板下沉等破壞現象。

2.3.2 圍巖變形量監測

當工作面距回撤通道50m位置時，開始對預先布置好的C1、C2和C3測點進行圍巖變形量監測[15]，結果如圖5所示。圍巖變形量與工作面推進距離成正相關，在相距50～20m之間，變形量呈緩慢的增長趨勢；但在20m左右開始變形量急劇增加，根據現場支架阻力數據分析，在15m位置處工作面發生一次大的周期來壓，促使回撤通道圍巖變形量急劇增大。

圖5 回撤巷表面位移監測曲線

3 回撤通道圍巖變形理論分析

隨著工作面不斷推進，回撤通道與工作面之間的煤體不斷減小，實質上形成一個寬度不斷減小的矩形煤柱，其對回撤通道的影響主要分為兩個階段：①當工作面剩余煤柱較寬時，其回撤通道穩定性較好，基本不受工作面開采的影響；②當工作面剩余煤柱寬度較小時，回撤通道會受到工作面開采的動壓影響，需要對巷道圍巖進行加固處理。以下主要分析當回撤通道處于第二階段時巷道圍巖的應力變化特征。

3.1 動壓影響下工作面剩余煤柱載荷計算

在回撤工作中，回撤通道在掘出期間和工作面開采階段都有覆巖運動載荷，當工作面不斷向前推進時，其工作面后方的冒落拱會不斷向前移動，如圖6所示。

圖6 工作面采空區上方冒落拱示意圖

作用在工作面剩余煤柱的載荷主要由兩部分形成：一部分是工作面后方冒落矸石的轉移載荷P1；另一部分是預掘回撤通道上方巖石的轉移載荷P2。

工作面后方冒落矸石轉移到煤柱上的載荷P1[16]為：

式中，γ為覆巖容重，取25kN/m3；H為煤層埋深，取155m；L為工作面剩余煤柱，m；D為支架控頂距，取5.70m；W為工作面后方冒落拱寬度，m；φk為頂板巖層內摩擦角，(°)；fk為巖石堅固性系數。

冒落拱跨度W為：

式中，M為工作面采高，取2.70m；σc為直接頂單軸抗壓強度，取25.70MPa。

冒落拱高度h為：

由式(1)—式(3)計算可得：工作面剩余煤柱受到采空區一側的載荷P1為：

同理，工作面剩余煤柱受預掘回撤通道上方巖石的轉移載荷P2為：

式中，a為回撤通道寬度，4.50m。

綜上，作用在剩余煤柱上的總載荷P為：

3.2 工作面剩余煤柱應力分布規律

隨著采煤工作面逐漸接近回撤通道，剩余煤柱不斷減小，當煤柱的平均應力達到極限強度后，煤柱屈服。因此，工作面剩余煤柱的極限強度σp可根據Mark-Bieniaski[17]公式計算：

根據韓家灣煤礦3304工作面的工程條件，由式(7)和式(8)繪制工作面剩余煤柱平均應力變化規律曲線，如圖7所示。由圖7可知，煤柱平均應力與工作面剩余煤柱寬度成反比，由圖7(a)看出，當煤柱寬度不斷減小時，煤柱應力的增幅明顯不同，煤柱由50m減小至15m時，應力僅增大0.90MPa；煤柱由15m減小至5m時，應力增大2.62MPa。由此得知，當煤柱越小時，應力增幅越快，說明受到工作面超前支承壓力的影響越大。由圖7(b)看出，煤柱強度與工作面剩余煤柱寬度成正比，當工作面剩余煤柱為2.2m時，兩曲線存在交點，此時，煤柱將發生屈服，當煤柱寬度進一步減小時，煤柱強度將低于煤柱應力。

圖7 工作面剩余煤柱平均應力變化規律

從以上分析得知，工作面剩余煤柱失穩的危險主要發生在當煤柱發生屈服之后，此時工作面剩余煤柱進入破壞后階段。即使此時工作面剩余煤柱發生脆性破壞，但由于回撤通道和工作面之間空頂距較小，在回撤通道內部支護和外部支護共同聯合支護下，也能夠保證工作面的安全回撤。

4 回撤通道圍巖控制數值模擬分析

4.1 回撤通道圍巖控制方案設計

對回撤通道圍巖支護而言，一般可以分為巷道的外部支護及巷道的內部支護兩種方式。外部支護主要常見的有單體支護、垛式支護等，內部支護最常見的錨桿(索)、錨網支護方式。3304工作面回撤通道的斷面設計為矩形，巷道高3.0m，寬4.5m，根據同煤層回撤通道的圍巖控制效果，該巷道將結合兩種支護方式對回撤通道圍巖進行控制，即采取垛式支架與圍巖內部支護形式?；爻吠ǖ纼炔坎煌ёo方案設計見表2。

表2 回撤通道內部支護方案設計

4.2 模型的建立

采用FLAC3D數值模擬軟件，以韓家灣煤礦3304工作面回撤通道為研究對象，采取莫爾-庫倫模型：四周水平位移約束，下沉自由，底部三個方向位移全部限制，上部為自由邊界并施加3.4MPa的均布載荷。計算模型走向長度為400m，傾斜寬度為200m，高155m。數值模型計算中煤巖體的物理力學及支護參數以實驗室測試實驗為基礎，計算參數見表3。

表3 計算參數

4.3 不同控制方案對回撤通道圍巖控制效果分析

由現場監測和理論計算分析得知，當工作面煤柱剩余15m時，此時回撤通道受工作面采動影響愈加明顯。因此，現對工作面剩余煤柱為15m時，對比三種支護方式對圍巖的控制效果，模擬結果如圖8—圖10所示，當回撤通道受到工作面開采擾動時，原巖應力[16]集中轉移到工作面剩余煤柱上，對回撤通道圍巖支護效果做出以下分析：

圖8 方案一回撤通道圍巖控制模擬結果

圖9 方案二回撤通道圍巖控制模擬結果

圖10 方案三回撤通道圍巖控制模擬結果

1)由圖8—圖10塑性區分布特征可知，回撤通道的破壞原因主要有兩方面：一方面是受到巷道開挖時應力的重新分布影響；另一方面是由于工作面推進時，受到工作面的開采擾動影響。從而，通過對比方案一和方案二對回撤通道圍巖的控制效果，分析可知回撤通道的幫角處受到剪切破壞，方案一中塑性區范圍達到1700mm，垂直應力集中在巷幫的2m處，最大達到4.9MPa，巷道圍巖承載結構運動載荷較劇烈，導致頂底板移近量最大達到204mm。當對錨桿(索)間排距、型號及錨固劑型號進行調整后，方案二塑性區范圍減小900mm，頂部減小500mm，垂直應力增大到5.5MPa，頂底板移近量減小了115mm，較方案一支護情況，圍巖變形量較小。

2)對比方案二和方案三可知，當把頂板錨索排距增大200mm時，方案三塑性區范圍為1000mm，較方案二增大至200mm，垂直應力最大為5.0MPa，較方案二減小0.5MPa，方案三頂底板移近量較方案二增大71mm。因此，說明在末采階段，動壓影響下的垂直應力會不斷轉移，當錨桿(索)間排距增大時，難以確保圍巖的穩定。

綜合分析，在該地質條件下采取方案二的巷道支護方式最優，能夠滿足工作面安全回撤的要求。

5 結 論

1)工作面末采階段，通過對回撤通道不同位置處圍巖變形量進行監測分析表明：由于受工作面開采擾動的影響，回撤通道臨近工作面一側圍巖松動圈范圍整體較大，且圍巖變形量與工作面推進距離成正相關；當距回撤通道15m位置時，回撤通道頂底板移近量為0.43m，兩幫移近量為0.26m。

2)通過對回撤通道圍巖變形理論計算分析得出：工作面剩余煤柱的平均應力與煤柱寬度成反比；工作面剩余煤柱的強度與煤柱寬度成正比；當工作面剩余煤柱為2.2m時，煤柱將發生屈服現象，此時煤柱將發生脆性破壞，回撤巷道應采取內外共同支護才能確?；爻饭ぷ鞯捻樌瓿伞?/p>

3)通過對回撤通道錨桿(索)的間排距、型號及錨固劑型號進行優化，設計三種不同的支護方案，同時建立數值模型分別對圍巖的控制效果進行模擬，結果表明：當工作面剩余煤柱為15m時，采取方案二的支護方式，回撤通道受動壓影響最小，再與垛式支架聯合控制下，能夠保證工作面的安全回撤。