窄煤柱巷道非對稱變形機理及關鍵控制技術研究

王詩策

(山西新元煤炭有限責任公司，山西 晉中 045400)

近幾年，窄煤柱巷道掘進技術在我國取得了較大的發展，但是該類型巷道作為一種典型的強采動影響巷道，其大變形問題一直比較突出，楊凡[1]提出了工作面回采過程中“O-X”鉸接頂梁結構對窄煤柱沿空掘巷期間的影響；董合祥[2]、蔣威[3]、王俊峰[4]運用內外應力場理論和極限平衡區理論對窄煤柱巷道沿空掘巷期間關鍵層的破斷高度進行了推導，并給出了成套關鍵控制技術；何凱[5]對窄煤柱體內在不同階段彈性能的集存釋放規律進行了研究。眾多學者的研究成果為窄煤柱巷道的安全高效掘進提供了有力支撐。但是對于煤柱尺寸效應及巷道非對稱變形力學本質的研究仍有待深入，且在關鍵控制技術上手段也較為單一,為此，本文將以新元公司9111進風巷的地質資料為背景，對窄煤柱巷道非對稱變形機理及控制技術進行研究，以期為類似條件下巷道的圍巖控制提供借鑒。

1 工程背景

9111進風巷設計長度1 900 m，沿9號煤頂板掘進，直接頂為砂質泥巖，平均厚度8.4 m，老頂為粉砂巖平均厚度10.1 m，巷道斷面5.2 m×3.5 m，初步設計采用“錨桿+錨索+金屬網”聯合支護。如圖1所示該巷道東側為9110工作面(已采)，9111進風巷與9110工作面采空區之間留設10 m區段煤柱，考慮銜接緊張9110工作面回撤完畢后即進行該巷道的開掘，巷道掘進期間圍巖變形量較大，區段煤柱一側幫鼓嚴重。

圖1 9111工作面巷道布置圖

2 窄煤柱巷道非對稱變形機理主要影響因素

2.1 煤柱尺寸效應對巷道變形影響

為研究不同煤柱尺寸下巷道的應力分布規律，本節將以新元公司9111工作面的地質資料為背景，運用FLAC3D數值模擬軟件進行模擬研究。本次涉及的模擬共分為三大類，六種工況。小煤柱(5 m、10 m、15 m)、中等煤柱(20 m、30 m)、寬煤柱(40 m)。

在9110回風巷與9111進風巷之間預留的區段煤柱內橫向布置垂直應力監測點，待模型開挖完成計算平衡后，對所提取的數據進行處理。

圖2中橫坐標表示9111進風巷距巷道煤柱幫的距離，由圖2可知，不同煤柱尺寸下垂直應力分布差異較大，當煤柱尺寸在5～15 m區間內時，垂直應力分布呈現出明顯的單峰狀態，5 m、10 m、15 m三種工況下峰值應力分別為15.9 MPa、33.8 MPa、34 MPa，分別出現在距采空區邊緣2.5 m、5 m、7.5 m的位置，從峰值應力分布位置與煤柱尺寸的相對關系判斷，該區間內煤柱中部承受載荷較大。當煤柱尺寸在20～30 m區間內時，應力峰值點出現的位置開始逐漸向采空區一側發生轉移，當煤柱寬度為30 m時，峰值應力距采空區變形的距離僅為5.5 m，并且隨著煤柱寬度尺寸的增加煤柱峰值應力也相應的有所降低，30 m工況下煤柱體內的峰值應力僅為15 m工況下的76.2%.當煤柱寬度為40 m時，峰值應力為25.4 MPa，出現在距采空區邊緣6.5 m的位置，因峰值應力距9111進風巷的橫向距離較遠，所以巷道所處的應力場比較穩定。

圖2 不同煤柱尺寸內垂直應力分布圖

結合不同煤柱尺寸下垂直應力的分布特征及塑性區發育規律，可將巷道布設位置分為3類：Ⅰ(低應力，塑性區極發育)、Ⅱ(高應力，塑性區發育)、Ⅲ(中等應力，塑性發育范圍小)，如圖3所示。9111進風巷與9110回風巷之間留設10 m區段煤柱時，煤柱內應力集中系數較大且塑性區發育，所以在煤柱寬度既定的條件下，為有效控制巷道變形必須采取非對稱補強支護設計。

圖3 巷道布設位置分區圖

2.2 頂板楔形結構體對窄煤柱巷道圍巖應力場影響

工作面回采過后基本頂達到極限跨距后會依次破斷、回轉失穩?；卷斠话銥槌休d能力較高的一層或數層厚硬巖層，它的破斷失穩會導致其上方一定范圍內的巖層發生離層，但是由于高位關鍵層的控制作用，頂板垮落高度一般不會持續向上方發育，最終回采工作面頂板的垮落形態呈上窄下寬的“正梯形”。而采空區邊界頂板側向殘留巖體則呈“楔形”，楔形體巖層的重量由區段煤柱與巷道實體煤柱幫共同承擔，在楔形體的作用下會對下方巷道圍巖產生明顯的偏載效應，導致巷道窄煤柱的壓縮應變量普遍大于實體煤柱幫。

3 窄煤柱巷道非對稱變形關鍵控制技術

3.1 窄煤柱巷道非對稱變形控制思路

1) 楔形承載單元中，基本頂的最終穩定高度是決定巷道應力環境的關鍵因素，所以需對巷道窄煤柱幫一側的巷道頂板支護體系進行優化，利用補強錨索與鋼筋梯子梁相結合，組成橫縱相交的似桁架支護體系，減少巖層間的剪切變形及離層擴容，有效抑制鄰近工作面回采過后頂板弧形三角塊的臺階錯動，提高頂板巖梁的完整性，降低礦壓顯現程度如圖4所示。

圖4 窄煤柱體巷道頂板巖層破斷規律示意

2) 對巷道窄煤柱進行補強支護，均衡頂板楔形結構單元對巷道圍巖的非對稱影響。提高窄煤柱幫支護的強度，在現有錨桿支護體系的基礎上補打加強錨索，有效控制圍巖的剪切擴容變形。采用注漿加固工藝對窄煤柱幫損傷區域進行修復，為錨桿及錨索單元提供可靠的著力點，最大限度地保證窄煤柱幫的承載能力，并向實體煤柱側均衡頂板荷載，協同抑制基本頂回轉失穩過程中對巷道的沖擊荷載。

3.2 巷道支護體系優化

基于以上分析，提出如下支護優化方案：①頂板布置6根D22 mm×2 400 mm錨桿，間距為950 mm，排距為1 000 mm,靠近兩幫的的錨桿傾斜布置，與巷道頂板垂直方向的夾角為12°，各錨桿采用W型鋼帶進行橫向連接。頂錨索規格為D21.6 mm×8 200 mm，錨固段長度為2 000 mm，錨索采用差異化間隔布置，首先以巷道中線為基準對稱布置2根錨索，間距1 900 mm、排距2 000 mm，并采用12號礦用工字鋼連接，形成橫向桁架結構，在距窄煤柱幫500 mm的位置縱向布置錨索，該錨索與橫向布置的錨索不在同一排，排距為2 000 mm，每2根錨索同樣采用12號槽鋼進行連接，形成縱向桁架結構。②窄煤柱幫采用D22 mm×2 400 mm錨桿配合W鋼護板進行支護，錨桿預緊力不低于300 N·m，間距800 mm、排距1 000 mm，頂角錨桿和底角錨桿距頂底板的距離分別為250 mm、550 mm。幫部補強錨索為D21.8 mm×4 200 mm，錨固段長度不低于1 500 mm，間距1 800 mm、排距1 000 mm，縱向布置的2根錨索采用12號槽鋼連接。錨桿錨索支設完成后需對該段巷道及時進行噴漿封閉，接著進行注漿加固，考慮到煤柱寬度為10 m，所以注漿孔以淺形式布置，長度3 000 mm，間排距1 800 mm×2 000 mm，注漿材料為水泥-水玻璃，注漿壓力控制在1.5～2 MPa。③實體煤柱幫，實體煤柱幫支護形式與窄煤柱幫基本相同，只是不進行注漿加固及補打加強錨索。

4 現場應用效果評價

為科學評估采取差異化設計后巷道的穩定性，在掘進期間每隔100 m布置一組礦壓綜合測站，監測內容主要包括巷道兩幫及頂板巖層的受力及巷道表面的位移變化情況，每個綜合測站的平均觀測周期為90 d。

由圖6可知，在整個觀測周期內窄煤柱幫的最大位移量為159 mm，實體煤柱幫的最大位移量為112 mm，雖然窄煤柱幫的位移量依然大于實體煤柱幫，但是二者的差值僅為47 mm，這說明優化后的支護方案能夠較好地均衡頂板楔形承載單元的不均衡荷載。由圖7可知，錨桿、錨索的受力在巷道開掘后21 d天內快速同時遞增，并且逐漸趨于穩定。這說明新的支護體系能夠在巷道開挖后及時有效地對圍巖的膨脹應變及剪切擴容變形產生反向約束作用，較好地保證圍巖的完整性，充分調動頂板承載結構的自支承能力。

圖5 9111進風巷優化后支護斷面圖(mm)

圖6 掘進期間巷道變形曲線圖

圖7 掘進期間巷道支護單元受力曲線圖

為了全面評估9111工作面回采過程中巷道的穩定性，對回采期間的巷道位移量進行了統計，由圖8可知，當工作面推進到距測點60 m的位置時，受超前支承壓力的影響，兩巷及頂底板位移呈現出快速遞增的趨勢，整個監測周期內實體煤柱幫的位移量為301 mm、窄煤柱幫的位移量為448 mm，頂底板的移近量為550 mm，巷道變形整體可控，回采期間未進行二次整巷，較好地保證了工作面的安全高效生產。

圖8 9111工作面回采期間巷道變形曲線圖

5 結 語

1) 煤柱尺寸效應是影響巷道圍巖塑性區發育及應力場形成的關鍵因素，根據巷道與采空區之間煤柱寬度的不同，可將巷道布設位置分為：Ⅰ(低應力，塑性區極發育)、Ⅱ(高應力，塑性區發育)、Ⅲ(中等應力，塑性發育范圍小)。

2) 窄煤柱巷道采空區邊界頂板側向殘留巖體則呈“楔形結構”，該部分載荷由區段煤柱與巷道實體煤柱幫共同承擔，并且會對下方巷道圍巖產生明顯的偏載效應。

3) 提出了以“桁架支護+改性注漿+二次補強”為一體的窄煤柱巷道非均勻變形協同控制方案，較好地保證了窄煤柱體的完整性，充分調動了圍巖結構的自支承能力。

4) 在巷道掘進及回采期間巷道頂底板及兩幫移近量整體可控，錨桿、錨索支護單元對圍巖初期變形抑制效果明顯。