沿空掘巷非對稱性差異化支護技術研究

劉 學

(煤炭科學技術研究院有限公司安全分院，北京 100013)

煤礦井下開采過程中，為提高煤炭資源回收率，減緩礦井采掘接替緊張局面，近年來許多礦井在煤巷掘進過程中推廣使用沿空掘巷技術，即新回采煤巷掘進時，掘進巷道與其相鄰已回采巷道保持間隔3～5 m窄煤柱進行掘進施工，這樣既能減小原采空區上覆巖層頂板壓力集中的影響，又能減少留設寬煤柱造成的煤炭資源浪費[1-2]。但隨著煤礦井下開采力度的不斷增加及大采高厚煤層開采技術的不斷發展，回采工作面采動影響對巷道圍巖壓力顯現影響越來越大，窄煤柱沿空掘巷圍巖控制問題越來越受到國內外科研工作者的關注。本文以靈東煤礦2103軌道巷掘進工作面巷道為工程背景，根據數值模擬分析和鉆孔成像技術得到巷道煤柱留設合理寬度和圍巖松動圈厚度，在此基礎上提出巷道支護優化設計方案，現場監測結果表明：優化后的支護方案能夠有效控制巷道圍巖變形，為類似條件下巷道圍巖控制方案的制定提供參考。

1 工程概況

靈東煤礦2103綜采工作面位于礦井二盤區，其相鄰的2101工作面、2206上分層工作面、2204上分層工作面和2202上分層工作面均已回采結束，工作面布置圖如圖1所示。工作面主采3號煤層，煤層結構簡單至較復雜，煤層平均厚度5.7 m，煤層煤質較為松軟，強度較低，節理裂隙較發育。煤層直接頂為砂質泥巖和泥巖結構，平均厚度5.67 m，直接底為泥巖，平均厚度為3.40 m，煤層頂底板具體情況見表1。

圖1 二盤區工作面布置

表1 2103工作面煤層頂底板巖層特征

為提高礦井煤炭資源采出率，減少資源浪費，經研究將二盤區左翼的幾個工作面進行整合，形成2103和2101后工作面及2202和2206下分層工作面。因此，需要重新布置掘進新的回采巷道。受煤層地質條件、采空區上覆巖層圍巖應力作用等因素影響，在掘進施工期間，21031軌道巷掘進工作面巷道頂部及兩幫圍巖破壞變形較為嚴重，特別是與采空區相鄰一側的巷道幫部變形量最大，與臨近實煤體一側的巷幫變形形成明顯的非對稱性。

2 巷道應力分布規律及煤柱合理寬度

2.1 數值模型建立

根據靈東煤礦2103軌道巷實際地質資料，采用FLAC3D建立模型進行數值模擬分析。建立的模型長320 m、寬180 m、高50 m。模型4個側面水平方向位移約束，底部垂直方向位移約束。因工作面煤層埋深220 m，考慮到巖層上方巖層自重情況，給模型頂部施加12 MPa的垂直應力。根據摩爾—庫侖模型計算，工作面煤(巖)體弱化后的物理力學參數見表2。

表2 2103軌道巷圍巖物理力學參數

2.2 留設煤柱寬度分析

根據對巷道在3～9 m寬度煤柱下圍巖變化情況的數值模擬分析，確定巷道留設煤柱的合理寬度。

2.2.1 不同寬度煤柱巷道圍巖變形情況分析

通過數值模擬，整理分析結果如圖2所示。

由圖2分析可知，巷道圍巖變形量隨著煤柱寬度的增大而減小，由此可知，當留設的煤柱寬度不斷增加時，巷道圍巖將會逐漸達到穩定狀態，而煤柱側的煤體也由破碎狀態逐漸轉變為塑性狀態；當煤柱達到一定寬度后，其能夠對頂板起到較穩定的支撐作用，進而把頂板作用在其上的力傳遞到底板上，造成 底鼓量增加。

圖2 巷道圍巖變形量與煤柱寬度變化關系曲線

2.2.2 不同寬度煤柱煤體應力分布規律

為確定留設煤柱寬度的合理性，分別對3～9 m不同寬度下煤柱煤體內應力分布變化情況進行研究分析，監測線設置在巷道幫部中間位置，觀測結果如圖3所示。

圖3 煤柱垂直應力分布與煤柱寬度關系變化曲線

由圖3分析可知，不同寬度的窄煤柱垂直應力分布變化曲線呈單峰形狀，且煤柱內的垂直應力最大值隨著煤柱寬度的增加而不斷增大，最大應力值位于煤柱的中間位置。但煤柱寬度在3 m時，煤柱內的最大應力值為2.95 MPa，比巷道原巖應力值低；當煤柱寬度達到4 m以上時，煤柱內的應力最大值都比巷道原巖應力值要大；煤柱寬度從4 m增寬達到5 m時，煤柱內的應力最大值由3.96 MPa增大到6.32 MPa，增幅達到了37.3%，而從5 m以后增長趨勢逐漸變緩，其中從8 m增加至9 m時應力峰值最小增幅為9.1%。

2.2.3 煤柱寬度確定

當煤柱內承載的垂直應力大于巷道原巖應力時，表明該寬度煤柱內存在有穩定的承壓區域，能夠對頂板起到較好的支撐作用。煤柱寬度大小與其穩定承壓區寬度變化關系如圖4所示。

圖4 煤柱寬度與承壓區寬度關系變化曲線

由圖4分析可知，煤柱內的穩定承壓區域隨著煤柱寬度的增加而增大；當煤柱寬度在3～4 m時，煤柱內的穩定承壓區寬度較小，為0～0.1 m，不能起到支撐頂板的作用；當煤柱寬度達到5 m時，承壓區寬度由0.1 m增大至2.3 m，占煤柱寬度的46%；當煤柱寬度增大至9 m時，承壓區寬度增加至6.8 m，占煤柱寬度的75.6%。同時考慮到煤柱留設越寬，煤炭資源回收率越低，綜合以上因素，確定煤柱留設寬度為5 m。

3 巷道圍巖松動圈測試及結果分析

3.1 測站設置

為掌握2103工作面軌道巷圍巖破碎變形情況，利用超聲波監測方法對巷道圍巖松動圈進行測試[3-4]，為此，分別在距21031工作面軌道巷開口位置600 m和1 000 m處各布置1個監測站(圖1)。其中1號測站位置處的巷道一幫為實煤體幫，另一側為采空區，中間間隔5m寬煤柱，2號測站位置處的巷道兩幫都為實煤體幫。

3.2 監測結果分析

把利用超聲波對1號和2號測點鉆孔測試得到的數據全部轉換成波速，同時修正或剔除存在的異常數據，將轉換后的波速數據進行整理分析，得到的鉆孔深度與波速變化曲線如圖5所示。

根據圖5可以看出：波速與鉆孔深度基本呈正比關系，即隨著鉆孔深度的不斷增加，波動速度也呈逐漸增大趨勢，同時在變化過程中波速會在某一點發生較大的波動變化，可以將該點當作巷道圍巖松動變形破壞區與完整區之間的分界點。由圖5分析可知，1號觀測站處實煤體側巷道圍巖松動圈范圍約為1.2 m，煤柱側巷道圍巖松動圈范圍約為1.6 m，據此可知巷道煤柱幫的圍巖松動破壞程度要比實體煤幫圍巖變形破壞程度要大。由圖5分析可知，在兩幫均為實煤體中的巷道圍巖，松動圈范圍寬度分別為1.0 m和1.1 m，表明在實煤體中掘進出的巷道兩幫圍巖破壞變形程度基本一致，且破壞程度較小。從總體上看，雖然在留設8 m窄煤柱段掘進施工的巷道和在實煤體中掘進的巷道圍巖破壞深度都未超過2 m，但煤柱側巷道破壞變形程度要比實體煤段巷道大，監測分析結果可以為巷道掘進支護方案設計提供理論依據。

圖5 1號和2號鉆孔深度與超聲波波速變化關系曲線

4 非對稱性巷道圍巖變形機理及控制對策

4.1 變形機理

由于2103軌道巷掘進時采空區側的煤柱受到回采工作面采動動壓影響，其煤體的整體物理力學性能被減弱。在2103工作面軌道巷是在其相鄰2101工作面上覆巖層基本穩定后開始進行掘進施工，此時巷道的基本頂已經發生過第1次回轉變形，而采空區側的煤柱在巷道掘進期間則受到了第2次動壓影響，其整體強度再次被減弱；當2103工作面回采時，受采動影響，工作面基本頂出現第2次回轉變形，而采空區側煤柱受到第3次動壓影響，工作面上覆圍巖多次受到“破壞—穩定—再破壞—再穩定”的作用，造成采空區側煤柱整體支撐強度和能力大幅度減弱進入塑性破壞變形狀態[5-6]，最終導致采空區側煤體發生失穩，巷道圍巖破壞變形，且采空區圍巖破壞變形程度要遠大于實煤體側。工作面圍巖受力情況如圖6所示。

圖6 2103工作面圍巖受力

4.2 控制對策

沿空掘巷時，對其支護效果起到影響的主要因素有：

(1)巷道支護體系的非對稱性。因沿空掘巷時留設的煤柱寬度是5 m，屬于窄煤柱，受采掘動壓影響，巷道采空區側煤體破壞變形程度要比實煤體側大得多，在巷掘進支護時須對巷道兩幫采用非對稱支護措施。

(2)巷道支護體規格。根據對巷道破壞變形的觀測結果分析可知，原巷道支護采用的規格為φ20 mm×2 000 mm錨桿存在長度短、直徑小、錨固效果差等問題。為了確定選用錨桿的合理長度，采用鉆孔成像技術對巷道圍巖松動圈進行測試，結果如圖7所示。由圖7可知，巷道實煤體側的圍巖松動圈厚度為1.8～2.2 m，采空區側圍巖松動圈厚度為1.5～2.4 m。由此可知，在選擇支護錨桿規格時，應根據圍巖松動圈的厚度合理增加錨桿的桿徑和長度。

圖7 巷道圍巖鉆孔成像測試結果

(3)巷道支護體系的預應力。預應力是影響巷道采用錨網支護成功的最主要因素之一。在巷道采用錨桿支護打設時，必須達到一定的預應力，防止巷道在掘進成巷初期其圍巖出現破壞變形。

根據上述分析結果，2103工作面軌道巷在掘進支護時對其支護方案進行了合理優化改進，提出了非對稱性差異化支護方案。

5 巷道支護方案優化

5.1 支護方案

2103工作面軌道巷掘進斷面設計為矩形斷面，巷寬4 400 mm，巷高3 700 mm。為減小巷道頂板下沉量和煤柱段巷道幫部變形量，結合巷道圍巖松動圈變化特征，在巷道原支護方式的基礎上進行優化，提出非對稱差異化支護方案，即在采空區側煤柱幫采用φ22 mm×2 400 mm高強度螺紋鋼錨桿支護，錨桿間、排距均為800mm；錨索采用φ18.9mm×4 200 mm的鋼絞線，錨索間排距設計為1 800 mm×1 600 mm。在實煤體幫采用φ22 mm×2 000 mm的玻璃鋼錨桿支護，間、排距均為800 mm。巷道頂部采用φ22 mm×2 200 mm高強度螺紋鋼錨桿支護，間、排距均為800 mm；錨索為φ18.9 mm×7 200 mm的鋼絞線，設計間排距為2 400 mm×1 600 mm。施工錨桿索期間同時配合使用JW型鋼帶梁進行護表。具體支護方式如圖8所示。

圖8 2103工作面軌道巷支護斷面示意

5.2 巷道礦壓監測

為掌握巷道圍巖破壞變形情況，采用“十”字交叉法對巷道頂幫變形量進行監測。根據監測數據收集整理繪制曲線如圖9所示。由圖9可以看出，優化前，巷道兩幫變形量在160～198 mm，平均179 mm；巷道頂底板變形量在165～200 mm，平均182.5 mm。巷道支護方式優化后，巷道兩幫位移變化量在75～95 mm，平均85 mm，比優化前減少了52.5%；巷道頂底板變形量在43～95 mm，平均69 mm，比優化前減少了62.2%。另外，優化前，煤柱側巷道幫部變形量在93～120 mm，平均106.5 mm，實煤體側幫部位移量在55～80 mm，平均67.5 mm，兩幫變形量相差39 mm。優化后，煤柱側巷道幫部變形量在40～50 mm，平均45 mm，實煤體側幫部變形量25～40 mm，平均32.5 mm，兩幫位移近量相差7.5 mm。由以上分析可知，巷道掘進采用優化后的支護方式后，巷道圍巖變形量顯著減少，且兩幫及頂底板變形量均在巷道圍巖變形安全值允許范圍之內，表明優化后的支護方案能夠很好地起到控制圍巖變形的作用。

圖9 優化前后幫部和頂底板變形量對比

5.3 巷道圍巖內部裂隙變化觀測

采用鉆孔成像技術[7-8]分別對支護方式優化前后巷道圍巖內部裂隙發育情況進行觀測，取巷道圍巖0～2.2 m內圍巖巖心，得到如圖10和圖11所示觀測結果。由圖10可知，與巷道支護方式優化前相比，支護方式優化后的巷道圍巖裂隙發育程度明顯比優化前要小得多。由圖10觀測結果可知，優化后的巷道幫部圍巖塌孔現象明顯減少，且煤柱側的巷道圍巖裂隙發育程度要比實體煤側嚴重得多。同時由圖10和圖11可以看出，支護后的巷道圍巖裂隙發育大部分集中在距圍巖表面深度1.1 m以內，小于巷道兩幫支護的錨桿長度，表明打設的錨桿對煤幫能夠起到較好的錨固效果。

圖10 4號測站處優化前后煤柱側裂縫發育對比

圖11 9號測站處采空區側與實體煤側裂隙發育規律

6 結論

(1)根據數值模擬分析可知，留設的煤柱寬度越大，巷道圍巖變形量越小；煤柱內的垂直應力最大值和煤柱內的穩定承壓區范圍大小隨著煤柱寬度的增加而不斷增大；根據綜合分析結果，確定2103軌道巷沿空掘進留設的煤柱寬度為5 m。

(2)通過對2103軌道巷應力分布規律分析可知，工作面上覆圍巖多次受到“破壞—穩定—再破壞—再穩定”的作用，造成采空區側煤柱整體支撐強度和能力大幅度減弱進入塑性破壞變形狀態，最終導致采空區側煤體發生失穩，巷道圍巖破壞變形，且采空區圍巖破壞變形程度要比實煤體側大得多。

(3)根據2103工作面軌道巷兩幫非對稱性變形情況，采用非對稱差異化支護方式，通過觀測結果表明，優化后的支護方案，巷道兩幫位移變化量在75～95 mm，平均85 mm，比優化前減少了52.5%，巷道頂底板移近量在43～95 mm，平均69 mm，變化量比優化前減少了62.2%；巷道圍巖裂隙發育大部分集中在距圍巖表面深度1.1 m以內，比巷道兩幫支護的錨桿長度要小的多。以上觀測結果表明巷道圍巖變形得到有效控制。