大采高工作面順槽圍巖破壞機理及控制措施研究

李偉業

（霍州煤電集團呂梁山煤電有限公司方山木瓜煤礦，山西 方山 033199）

1 工程概況

木瓜煤礦10-201 綜采工作面位于盛地溝村一帶，靠近二盤區的準備巷道，工作面位于本礦井南側邊界，開采煤層的工作面屬于石炭系上統太原組的9#和10#煤，煤層含夾層，厚度約為0.35～0.7 m。該工作面設計走向長度為1081 m，傾向長245 m，煤層厚度5.81～7.73 m，煤層傾角3°～14°，屬于較穩定煤層。煤層頂底板特征見表1。

表1 煤層頂底板特征

10-201 工作面開采采用單一走向長壁綜合機械化采煤法。由于煤層厚度較大，在工作面推進過程中，兩側的順槽巷道頂板和圍巖變形量大，導致行人困難、運輸不便等情況，工作面回采被迫暫時停止，需要對大采高下工作面順槽巷道進行圍巖破壞機理分析和控制措施研究[1-5]。

2 工作面順槽圍巖破壞機理分析

2.1 順槽圍巖破壞特征

（1）10-201 工作面順槽的應力分布規律分析。工作面順槽的掘進導致地應力局部區域重新分布，沿巷道徑向方向會產生彈性區和塑性區。當工作面開始推進時，兩側順槽再次受到采動影響，塑性區范圍逐漸擴大，圍巖產生明顯變形破壞。當順槽附近圍巖應力大于圍巖所能承受的極限荷載時，圍巖結構破壞，引發冒頂、片幫等。當順槽附近圍巖失穩破壞后，進一步導致深部圍巖應力發生集中現象。

（2）支護結構產生的影響。支護結構是維護順槽圍巖穩定的重要手段，合理的支護有利于增強圍巖的結構穩定。而一旦布置不當或支護材料不合適，將有可能導致支護結構局部失穩，具體如下：

① 支護結構和順槽圍巖剛度關系。支護前，應當使支護結構的剛度和順槽附近圍巖的剛度匹配。當順槽附近圍巖剛度更大時，支護機構控制變形能力不夠，引發圍巖煤壁出現非均勻變形破壞，支護結構局部承載力增加以至于出現材料結構失穩破壞；當支護結構剛度更大時，會造成順槽附近圍巖內部逐漸積聚彈性能量，引發圍巖局部區域應力集中現象，也易使支護結構材料被破壞。

② 支護結構和順槽圍巖強度關系。通過支護結構約束圍巖的結構變形是控制巷道穩定的重要方式，但圍巖區域產生的應力變化也會作用于支護結構，尤其是出現局部應力集中時，會嚴重破壞支護結構材料，導致圍巖發生一定程度的變形。

③ 支護結構與順槽圍巖結構關系。支護結構材料的選擇非常重要，一般均質材料適用于順槽附近圍巖結構穩定、節理裂隙較少的情況。如果圍巖內部節理裂隙較發育，存在多種斷層面和層理面時，會導致圍巖滑移變形出現一定的差異，引發支護結構材料被破壞。

（3）順槽圍巖兩幫應力分布。10-201 工作面煤層的結構強度略低于頂板泥巖。當布置準備工作面時，巷道兩側的煤層可能會發生松動，如果不加以合理控制，會導致兩幫煤層沿著和巖層的層理結構向順槽內部擴展變形，導致圍巖結構被破壞。

2.2 順槽圍巖破壞形式

（1）拉裂破壞。拉裂破壞分為兩幫拉裂破壞和頂板拉裂破壞，如圖1。兩幫拉裂破壞時，由于在水平應力的作用下，順槽圍巖兩幫出現彈塑性破壞變形，分別產生彈性區和塑性區，表現形式為頂板下沉、底鼓。頂板拉裂破壞則是在上覆巖層荷載的作用下，頂板受力產生拉應力，當拉應力超過頂板自身承受能力時，頂板產生變形破壞。工作面直接頂為泥巖，抗拉強度低，極易發生頂板拉裂破壞。

圖1 巷道兩幫和頂板拉裂破壞示意圖

（2）剪切破壞。由于工作面采高大且直接頂為泥巖，其承載荷載能力較低，導致順槽兩幫圍巖淺部產生一系列的剪切破壞面，進而發生片幫現象，如圖2。

圖2 順槽兩幫圍巖剪切破壞示意圖

圖 3 頂板結構力學模型

2.3 順槽圍巖破壞失穩機理

圍巖中的弱結構體是導致順槽圍巖失穩破壞的主要因素。巷道開挖后，弱結構體由于應力重新分布而受到破壞，導致圍巖發生變形破壞。10-201 工作面上部直接頂為泥巖，再上部為灰巖，屬于單一巖性弱結構頂板，其圍巖破壞失穩機理為：

頂板結構力學模型如圖3 所示，設順槽埋深為H，寬度為l，得到模型的擾度最大值為：

3 工作面順槽圍巖破壞控制措施分析

3.1 控制措施

（1）選擇合理的支護參數。在工作面兩側順槽開挖前后，順槽圍巖會發生一定量的變形，直至順槽附近圍巖區域應力重新分布形成平衡。但在這個過程中，支護強度的大小對順槽圍巖影響較大。支護結構的強度過高，圍巖內積聚的能量得不到釋放，有可能破壞煤體內部結構；支護結構的強度過低，又將導致圍巖變形嚴重，空間通道不夠，影響工作面的正常使用。后期工作面開采時，頂板覆巖的荷載將作用于兩側順槽煤柱上，煤柱尺寸和支護強度不夠，也極易引發順槽圍巖失穩。

（2）改善圍巖強度。順槽圍巖存在結構強度小、裂隙較發育并含有軟弱夾層，普通的支護措施難以控制圍巖大面積變形，可通過注漿技術改善其圍巖強度，預防圍巖發生嚴重變形。

（3）選擇合理順槽斷面尺寸。工作面兩側的順槽高跨比不同也會影響到順槽圍巖的結構穩定性。順槽斷面尺寸越大時，穩定性就越不好，圍巖變形程度大，大采高順槽變形更加嚴重，回采過程極易出現底板下沉、片幫等現象。所以，針對不同地質條件下的工作面，應當合理設計順槽斷面尺寸。

（4）提高支架工作阻力。工作面上覆巖層的荷載壓力主要由順槽兩幫煤柱和工作面液壓支架共同承擔，液壓支架的選取非常重要，一旦液壓支架抗阻能力不夠，會造成兩幫煤柱承載壓力過大，順槽釋放壓力會造成煤壁變形嚴重。

3.2 運輸順槽加強支護參數

（1）順槽頂板支護。錨桿直徑23 mm，長度2300 mm，間排距800 mm×900 mm，頂部兩側的錨桿與一側邊界的距離550 mm，與另一側邊界的距離500 mm。錨索Φ17.8 mm×600 mm，間排距2.5 m×3 m。鋪設8#鐵絲網對頂板結構進行護表支護。

（2）順槽巷道的左幫選擇玻璃鋼錨桿，錨桿Φ20 mm×1500 mm，間排距設計為 800 mm×900 mm，搭配塑料網進行協同支護。

（3）順槽巷道的右幫也選擇玻璃鋼錨桿，錨桿Φ16 mm×1500 mm，間排距800 mm×900 mm，搭配8#鐵絲網進行協同支護。支護示意圖如圖4。

圖4 運輸順槽支護示意圖（mm）

3.3 支護效果觀測

通過位移傳感器對順槽圍巖頂板和兩幫的變形情況進行監測，用以檢驗本支護方案的支護效果。選擇在距離工作面約150 m 內布置2 組監測點，分別監測順槽圍巖兩幫和頂板的變形量。以監測點2的監測結果為例進行分析，如圖5 和圖6。

從圖5 可以明顯看出，測點與工作面距離小于100 m 時，兩幫和頂板才開始出現變形，隨著與工作面距離的降低，整個曲線變形呈現逐漸增大的趨勢。其中，當測點與工作面距離為10 m 時，圍巖頂板和兩幫的累計下沉量都最大，頂板累計下沉量為10.6 m，兩幫累計下沉量為8.5 m，該值均在安全生產的要求以內。

圖5 監測點2 的圍巖變形曲線

圖 6 運輸順槽頂板離層變化曲線

由圖 6 可知，當工作面距離監測點斷面約35 m時，頂板離層量開始變大，且隨著距工作面距離的減小，離層量的增加值則越多。當工作面距離監測點為0 時，離層量達到最大。順槽頂板1.5 m 位置處離層量為5.2 mm，順槽頂板3.0 m 位置處離層量為9.5 mm，據此可以認為頂板離層量變化均較小，工作面順槽圍巖穩定性較好。

4 結語

（1）研究工作面的基本概況，利用彈塑性極限平衡理論分析了工作面大采高順槽圍巖破壞特征，得出大采高順槽的破壞形式為拉裂破壞、剪切破壞兩種情況。

（2）為更好控制大采高順槽圍巖變形破壞，提出了多種順槽圍巖破壞的控制措施，主要圍繞選擇合理支護參數、改善圍巖強度、隔絕地下水、選擇合理順槽斷面尺寸及提高支架工作阻力提出的措施。

（3）通過對工作面順槽采取加強支護控制圍巖變形情況。由現場監測結果可知，頂板最大累計變形量為10.6 mm，兩幫最大累計變形量為8.5 mm；由頂板離層量結果分析可知，順槽頂板巖層穩定性相對較好，符合安全開采的需求。