余吾煤業采動影響下準備巷道圍巖控制技術研究

＊武海濤

（山西潞安化工集團余吾煤業有限責任公司 山西 046100）

在煤礦的生產過程中，采區準備大巷的穩定對煤礦安全有著至關重要的作用，由于大巷的支護方式不夠合理或者受到采動影響，所導致的冒頂或大巷周圍巖體失穩等事故時有發生[1]，例如：受相鄰工作面和本工作面強烈采動影響留用巷道會呈現出圍巖應力集中、變形加大的特點，巷道支護較為困難。國內外許多專家學者都對此進行過研究，康紅普[2]針對留巷圍巖變形與破壞，提出在留巷內采用高預應力強力錨桿與錨索支護、全錨索支護的支護方案；何滿潮[3]提出對軟巖巷道支護采用錨索關鍵部位二次耦合支護技術；本文以余吾煤業為工程背景，采用數值模擬、現場實測、工業性試驗相結合的方法，研究了受采動影響采區準備巷道圍巖破壞特征及控制技術，可為潞安礦區類似條件巷道支護提供參考。

1.工程概況

余吾煤業公司礦井主采煤層3#煤，地質儲量12.99億噸，可采儲量6.58億噸，煤層厚度為5.00～7.25m，平均厚度5.99m。其中北翼采區布置5條準備巷道，主要為進風大巷、1#回風大巷、2#回風大巷、輔運大巷、膠帶大巷，如圖1所示。隨著采區進入開采后期，受到工作面開采擾動的影響，5條大巷變形破壞嚴重，尤其回風大巷頂底板移近量大、兩幫縮進極為劇烈，巷道斷面縮小，如圖2所示，嚴重影響煤礦的安全生產。

圖1 北翼采區準備巷道位置示意圖

圖2 準備巷道變形情況（回風大巷）

對膠帶大巷頂板巖層進行現場鉆孔窺視實測后，如圖3所示，窺視結果表明大巷周圍煤巖體的穩定性相對較差，而且由于5條準備大巷均布置在煤層中，受放頂煤工作面開采擾動影響較大；在初期變形和破壞之后，采用“挑頂”的處理方法擴充斷面，進一步破壞了頂板中煤層和巖層的穩定性，且“挑頂”后，巷道變成“瘦高型”的矩形斷面，造成兩幫鉛直應力的峰值進一步外移，兩幫塑性區的分布進一步加大，最終導致巷道變形和破壞進一步加劇。

圖3 準備巷道頂板鉆孔窺視圖（膠帶大巷）

2.數值模擬分析

(1)模型的建立及初始平衡

為了研究工作面開采對巷道周邊采動應力分布及巷道支護的影響，采用FLAC3D構建多條準備巷道數值模型，為了簡化計算，模型中將3#煤層設定為水平煤層，模型基本框架如圖4所示。在該模型中，開拓大巷長×寬×高=5m×5m×4m，大巷之間留設的保護煤柱寬度為100m。

圖4 FLAC3D數值模型基本框架

本模型中采用摩爾-庫倫本構模型，模型頂部施加一鉛直向下大小為10MPa的壓應力，模擬上覆巖層的壓應力，余吾煤業目前采用錨桿支護和錨索支護對巷道周圍巖體進行加固，因此，在FLAC3D模擬計算中采用Cable結構單元模擬錨桿和錨索并對巷道進行加固。

(2)采動影響下巷道周邊應力分布規律

工作面開采后，提取采場內鉛直位移分布，如圖5所示?？梢钥闯?，工作面上方的頂板均已垮落，垮落高度約為6.3m，基本等于煤層的厚度。對5條開拓大巷周圍煤層中的鉛直應力進行對比，如圖6所示，可以看出各巷道間的煤柱中都存在應力升高區和應力降低區。這是由于準備巷道煤柱作為保證巷道穩定的重要屏障，服務時間一般較長且煤柱寬度較大，煤柱集中了很大的支承壓力，由于受工作面動壓的影響，煤柱內的彈性核處于高度受壓狀態，又由于煤柱鉛直應力傳遞具有擴散和衰減作用，煤柱內的垂直應力從彈性核向兩側逐漸衰減，因此各巷道間的煤柱中鉛直應力存在升高區和降低區。在開拓大巷周圍煤柱中，鉛直應力的峰值約為17.7MPa，應力集中系數約為1.61，開拓大巷周圍煤柱中塑性區的分布范圍及破壞深度基本相同。

圖5 工作面回采后鉛直位移分布

圖6 巷道周圍煤巖鉛直應力分布曲線

(3)原支護方案加固效果模擬分析

對工作面進行開采，待模型計算穩定之后，提取采場內的塑性區分布情況，如圖7所示。將該圖與巷道沒有任何支護方式時作對比，可以看出塑性區的體積并未明顯減小，說明采用錨桿支護或者錨索支護這種圍巖加固方式，并不能很好地改善余吾煤業采區開拓巷道周圍巖體的穩定性。因此，提出注漿改性、補強支護和切縫卸壓三項加固措施。

圖7 原支護方案塑性區分布

3.采動影響下準備巷道圍巖加固措施

(1)注漿改性措施

注漿改性，即煤巖體性質強化改造?；谠诒緟^域鉆孔窺視的結果，可以推斷看出巷道周圍煤巖體較為破碎，尤其是巷道周圍2.5m的范圍內，巖體內環向裂隙較為發育，煤巖體的穩定性相對較差，這也導致巷道在放頂煤工作面回采擾動的作用下，變形破壞較為嚴重，且部分區域支護失效，原支護錨索存在崩斷情況。為了保證開拓大巷能夠正常安全地使用，首先從圍巖自身性質的角度進行考慮[5]，即嘗試采用注漿的方式提高圍巖自身的穩定性。對于破碎頂板巖層和煤層控制,注漿加固是一種有效的途徑。本次注漿采用高阻燃煤礦加固煤巖體用聚氨酯材料，最大抗壓強度≥40MPa，最大粘結強度≥3.0MPa。在大巷的頂板中同樣布置注漿鉆孔，其間排距為1.5m×2m。每一排布置3個注漿鉆孔，中間的注漿鉆孔布置在頂板的正中間，左右兩側1.5m位置處各布置一個注漿鉆孔，兩側鉆孔距離左右兩幫的距離均為1m。注漿鉆孔的排距為2m。在大巷左右兩幫中，設置鉆孔的間排距為1.5m×2m，同時設置左右兩幫中各布置兩排鉆孔。巷道兩幫鉆孔的布置方式，如圖8所示。

圖8 巷道側幫上鉆孔的布置方式（側視圖）

在現場實施中，采用隔排注漿的方式，按照設計排距先隔排注漿，待施工完100m的封閉區域后，再對隔過的設計鉆孔位置進行打眼注漿，確保注漿質量符合要求。

(2)補強支護措施

由于本區域內的準備巷道成巷年限已在8-10年以上，部分支護已存在一定程度的失效，因此對巷道圍巖進行補充加固，頂板錨索采用材料為Φ22mm的高強度低松弛預應力鋼絞線，長度8.3m，使用3支K2350低粘度快速樹脂錨固藥卷錨固，錨固長度為2.7m。錨索托盤采用300mm×300mm×16mm的高強度蝶形托盤，配套高強度可調心球墊、鎖具錨索間距1.66m，排距0.9m。錨索預緊力為250kN，初次漲拉實現超漲拉，漲拉至300kN；錨固力要求達到600kN。幫錨索采用材料為Φ22mm的高強度低松弛預應力鋼絞線，長度6.3m，使用2支Z2350低粘度中速樹脂錨固藥卷錨固，錨固長度為1.8m。錨索配件與頂錨索一致，沿巷道前進方向按3-3-3布置，錨索間距0.8m，排距0.9m。錨索預緊力為250kN，初次漲拉實現超漲拉，漲拉至300kN；錨固力要求達到400kN，支護參數，如圖9所示。

圖9 頂板支護方案設計（俯視圖）

(3)切縫卸壓措施

對于高應力、強采動巷道，卸壓法是控制巷道圍巖變形的另一條有效途徑。在巷道圍巖內進行切縫、爆破，在被保護巷道周圍掘卸壓巷，可將高應力轉移到圍巖深部，使圍巖淺部處于應力降低區。結合地質條件和工作面回采情況，對北翼2#貫至7#貫共1400m底鼓和收斂嚴重的范圍施工了350m底板卸壓槽和4604個巷幫卸壓孔，卸壓孔參數為：孔徑120mm，孔深18m，傾角0°，垂直于巷幫打設；卸壓槽參數為：底板掏槽長5m，寬0.5m，深0.6m?，F場施工，如圖10、圖11所示。

圖10 巷幫卸壓孔

圖11 底板卸壓槽

(4)加固效果現場實測

經過以上施工方案治理后，在變形最嚴重的北翼膠帶大巷1300～1500m段，選取2個表面位移觀測站的兩幫移進量和頂底板移近量檢測數據進行分析，如圖12所示。根據圖12可以看出，經過注漿改性，補強支護，切縫卸壓三項措施后，北翼膠帶大巷1360m、1450m處巷道圍巖兩幫移進量和頂底板移近量逐漸減小，施工完2個月后基本穩定無變化，達到了巷道圍巖控制的目的。

此外，加固后準備巷道周邊圍巖中應力集中現象大大緩解。未采取加固措施之前，巷道兩側的工作面采空區回采支架回撤半年內一般會達到應力峰值區，局部變形嚴重，錨索崩斷情況偶有發生，施工半年后，伴隨著本文所采取的卸壓措施和部分工作面采用末采階段的水力切頂，工作面回采造成的巷道應力集中逐漸得到釋放，但還受自然條件下原巖應力的影響，在支護較弱的地方也會發生緩慢變形，需加強支護。試驗巷道的礦壓觀測結果（圖12）也表明，巷道頂板下沉和兩幫移近量大大減小，巷道逐步趨于穩定狀態，應力表現形式傾向于表面應力釋放，頂板離層儀未觀測到大的離層，支護效果良好。

圖12 北翼膠帶大巷1360m和1450m處表面位移測站圍巖變化圖

4.結論

（1）通過對余吾煤業五條準備大巷受工作面開采擾動影響的數值模擬，分別對五條準備大巷的鉛直位移，鉛直應力，塑性區進行模擬分析，得出采用錨桿支護或者錨索支護這種圍巖加固方式，并不能很好地改善余吾煤業北翼采區開拓巷道周圍巖體的穩定性。

（2）在巷道周圍煤巖體性質強化改造方面，采用注漿的方式增強巷道周圍巖體的力學性質。通過在巷道兩幫及頂板中布置鉆孔，注入高阻燃煤礦加固煤巖體用聚氨酯材料，以封閉煤巖體內的節理和裂隙，顯著增強了煤巖體的穩定性并提高其自承能力。對錨桿支護設計重新進行了優化，增強對圍巖的加固作用，此外，施工卸壓孔與卸壓槽的方法有效降低了圍巖淺部的應力集中，對圍巖控制有顯著效果。

（3）經過對準備大巷采取的注漿改性、補強支護、切縫卸壓三項措施，有效控制了余吾煤業北翼采區準備大巷的變形，對困擾礦井的巷道變形反復維修，影響巷道正常使用等問題提出了解決方案，效果顯著。