厚煤層迎采巷道圍巖穩定性控制方法研究

田 泉

(太原東山李家樓煤業有限公司，山西 太原 030400)

在我國煤礦高產高效開采過程中，巷道穩定性控制一直是礦企重點關心的問題[1-3]，而對于迎采巷道的掘進，該問題顯得尤為突出。在兩工作面既有煤柱寬度留設的條件下，合理的選擇掘巷時機以及對迎采巷道主要應力影響區進行合理有效的支護是有效控制巷道穩定性的重要保障[4-6]。在這方面的研究中，袁振華[7]研究了迎采動面沿空掘巷圍巖應力分布特征及圍巖控制方法，提出了“錨網索+單體液壓支柱+π型梁”聯合支護方法；王潔[8]研究了迎采巷道圍巖應力、圍巖變形、支護強度三者協調關系，提出了合理的采動影響下的巷道圍巖控制技術,保障了工作面安全開采；郭重托[9]分析了不同煤柱寬度工作面回風巷圍巖承載演化規律,提出迎采巷道采用“錨桿索+單體液壓支柱+π型梁”補強支護技術。綜合文獻分析，對于迎采巷道穩定性控制研究主要在于合理的支護手段。本文以某礦迎采巷道掘進為工程背景，對巷道變形及應力分布特征進行了分析，據此提出合理的巷道穩定性控制方法，以保障迎采巷道的穩定性。

1 工程概況

某礦主采5號煤層，采用大采高綜合機械化采煤工藝，煤層平均厚5.2 m，傾角1～8°，煤層結構簡單，屬于典型的緩傾斜厚煤層，煤層頂板主要為泥巖與細粒砂巖，底板主要為砂質泥巖與泥巖，煤層綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤層綜合柱狀圖

目前，該5號煤層主采5105與5107工作面，兩工作面間留有30 m厚的保護煤柱，兩工作面的位置關系如圖2所示。5107工作面斜長230 m，走向長1 100 m，5105回風巷道迎著5107工作面回采方向掘進，屬于典型的迎采巷道。在采動應力作用下，5105回風巷道穩定性易受到臨近5107工作面回采影響，導致迎采巷道變形發展加劇。

圖2 工作面位置關系

2 迎采巷道變形特征分析

為研究迎采巷道變形特征，采用十字布點監測法對5105回風巷道進行位移監測(巷道頂底板及兩幫移近量)，在距臨近5107工作面端部200 m位置布置2個監測基點，監測點間距10 m，監測點布置情況如圖3所示。根據測點與臨近工作面距離的不同，設置不同的監測周期，當距離小于10 m時，每天監測2次；當距離為10～20 m時，每天監測1次；當距離為20～60 m時，每兩天監測1次；當距離大于60 m時，每周監測1次。

圖3 迎采巷道監測點布置圖

隨5107工作面推進，監測點1所在位置的巷道頂底板及兩幫移近量變化情況如圖4所示。迎采巷道頂底板及兩幫移近量表現為緩慢增加—劇烈增加—緩慢增加的變化特征。采動應力對迎采巷道的影響起點距1507工作面約50 m，工作面后方0～35 m范圍影響劇烈；滯后工作面35～140 m范圍，迎采巷道頂底板及兩幫移近量緩慢增加；滯后工作面140 m以外，位移變化趨于平穩，此時迎采巷道頂底板最大移近量為245 mm，兩幫最大移近量為275 mm.

圖4 監測點1位移監測結果

隨5107工作面推進，監測點2所在位置的巷道頂底板及兩幫移近量變化情況如圖5所示。

圖5 監測點2位移監測結果

采動應力對迎采巷道的影響起點距5107工作面約55 m，工作面后方0～40 m范圍影響劇烈；滯后工作面40～150 m范圍，迎采巷道頂底板及兩幫移近量緩慢增加；滯后工作面150 m以外，位移變化趨于平穩，此時迎采巷道頂底板最大移近量為268 mm，兩幫最大移近量為325 mm.

綜合分析，迎采巷道表現為緩慢—劇烈—平穩的發展特征。隨著迎采巷道與臨近工作面距離的減小，巷道受采動影響范圍隨之增加。通過對比兩測點監測結果，當距離減少10 m時，巷道位移劇烈增加與緩慢增加影響范圍分別擴大5 m，巷道頂底板移近量增加9.4%，巷道兩幫移近量增加15.4%.需對超前工作面10 m與滯后工作面30 m范圍內迎采巷道進行加強支護。

3 迎采巷道應力分布特征

研究采用FLAC3D軟件，對迎采巷道隨工作面推進應力變化特征進行分析。所構建的數值模型長×寬×高=550 m×300 m×70 m，巷道斷面為寬×高=5.6 m×4.5 m，工作面間保護煤柱寬30 m，巖體力學參數如表1所示。模型底部固定，兩側邊界進行位移約束，共劃分為565 300個單元，模型頂部施加垂向載荷，載荷等效于上覆巖層重量。

表1 巖體力學參數

不同工作面距離條件下迎采巷道垂直應力變化情況如圖6所示。隨回采工作面推進，應力集中部位主要出現在所留煤柱中心位置，整體表現為先增加后減小的趨勢。在超前工作面10 m與滯后工作面15 m范圍內，巷道幫側應力集中程度明顯；當迎采巷道滯后工作面距離超過40 m時，巷道幫側圍巖及煤柱所有應力趨于平穩，受采動影響程度降低。

圖6 不同工作面距離下垂直應力分布圖

不同工作面推進距離條件下，迎采巷道圍巖應力分布曲線見圖7。當5105回風巷道滯后工作面15 m范圍內，煤柱側所受應力峰值為25 MPa，出現在煤柱內側距5105回風巷道約12 m位置，此時5105回風巷道所受應力峰值為19.8 MPa，這是最主要的應力影響區；當5105回風巷道滯后工作面30 m時，煤柱側所受應力約為15.5 MPa，位于煤柱內部15 m位置；當5105回風巷道滯后工作面超過40 m時，煤柱應力峰值減小為12.5 MPa，位于煤柱內部18 m位置。

圖7 不同工作面推進距離下圍巖應力變化曲線

綜上分析，5107工作面推過5105回風巷道前后，煤柱內側約12～18 m范圍應力集中顯現劇烈，應力表現為先增加后降低的變化特征。在超前工作面10 m與滯后工作面15 m范圍內，5105回風巷道幫側應力集中程度明顯，應力最高可達19.8 MPa，這個區域內煤柱及迎采巷道所受應力均超過了原巖應力，是最主要的應力影響區，需要加強支護，以保障迎采巷道的穩定性。

4 迎采巷道穩定性控制方法

根據前述巷道變形及應力分布特征分析結果，在空間位置關系上，5015迎采巷道超前5107工作面10 m與滯后工作面30 m范圍內，5015回風巷道受5107工作面采動影響最為嚴重，主要表現為巷道所受應力與變形均迅速增加。為此，對迎采巷道主要影響范圍(40 m)，研究提出錨桿索+金屬網+鋼筋梯子梁加強支護方法以控制巷道的穩定性。

迎采巷道支護斷面如圖8所示。頂錨桿直徑22 mm、長度2.5 m，間排距為0.75 m×1 m，錨固長度1.3 m，錨固力120 kN.頂錨索直徑18.9 mm、長度8.3 m，排與排之間采取“232”交錯布置方式，即相鄰兩排錨索分別布置2根與3根，3根錨索的排間距為1.6 m×1 m，距幫側1.2 m，3根錨索的排間距為2 m×1 m，距幫側1.8 m.錨索錨固長度為1.8 m.回采幫錨桿直徑20 mm，長度2.4 m，錨固力為120 kN，錨桿間排距0.8 m×1 m.由于煤柱所受應力較大，在巷道煤柱幫補打兩根錨索，直徑15.24 mm、長5 m，錨索間排距為2.5 m×2 m，錨固長度1.76 m.

圖8 巷道支護斷面圖(mm)

5 現場應用效果分析

為了驗證研究提出的迎采巷道穩定性控制方法的有效性，迎采巷道主要影響區域進行加強支護后，對頂板及兩幫錨桿受力情況進行了監測，同時對頂板3 m與10 m位置的位移情況進行了監測，監測點布置在5105回風巷道加強支護區段內，距離工作面100 m，監測點布置情況如圖9所示。

圖9 5105回風巷道監測點布置圖

迎采巷道頂板及兩幫錨桿受力監測結果如圖10所示。巷道錨桿受力總體表現為緩慢增長—快速增長—平穩發展的變化特征，其中頂板錨桿受力最大，回采幫錨桿受力最小。當監測點距工作面60～100 m時，錨桿受力緩慢增加，錨桿受力最大為56.3 kN；當監測點距工作面30～60 m時，錨桿受力快速增加，錨桿受力最大為77.5 kN；當監測點距工作面10～30 m時，巷道錨桿受力平穩，錨桿受力最大為79.3 kN.綜合分析，工作面推過巷道監測點前后，錨桿所有應力最高值明顯小于錨桿錨固力(120 kN),錨桿受力狀態良好，可保障巷道的穩定性。

圖10 巷道錨桿受力圖

巷道頂板位移監測結果如圖11所示。隨著巷道監測點位置與工作面距離的縮短，頂板不同深度位置的位移主要表現為緩慢增加—快速增加—平穩發展三個階段，其中頂板10 m深度位置的垂直位移普遍高于3 m深度位置的垂直位移。對于頂板3 m深度位置，最大垂直位移約為89.5 mm；對于頂板10 m深度位置，最大垂直位移約為106.7 mm，與巷道穩定性控制方法實施前相比(268 mm)，頂板垂直位移減小了60.2%，迎采巷道穩定性控制效果良好。

圖11 頂板位移監測結果圖

6 結 語

1) 通過分析迎采巷道變形特征，迎采巷道表現為緩慢—劇烈—平穩的發展特征。迎采巷道超前工作面10 m與滯后工作面30 m范圍內受采動影響最為劇烈，巷道頂底板與兩幫最大移近量分別為268 mm與325 mm，需加強支護。

2) 通過分析迎采巷道應力分布特征，5107工作面推過5105回風巷道前后，煤柱內側約12～18 m范圍應力集中顯現劇烈，應力表現為先增加后降低的變化特征。超前工作面10 m與滯后工作面15 m范圍是最主要的應力影響區。

3) 針對迎采巷道主要影響區段穩定性控制需要，研究提出了錨桿索+金屬網+鋼筋梯子梁聯合支護方法。通過現場實踐，錨桿受力最大值約為79.3 kN，小于錨桿的錨固力；頂板最大垂直位移約為106.7 mm，較方案實施前降低約60.2%，迎采巷道穩定性控制效果良好。