綜放沿空巷道非對(duì)稱變形破壞主控因素與支-卸協(xié)同控制

馮友良

(1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；2.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013；3.煤炭科學(xué)研究總院開采研究分院，北京 100013)

0 引 言

從資源保護(hù)、圍巖控制等多角度考慮，沿空留巷[1-4]、切頂卸壓自成巷[5-6]等無煤柱護(hù)巷技術(shù)是未來煤礦巷道布置的主要發(fā)展方向，但鑒于我國煤礦復(fù)雜多變的生產(chǎn)地質(zhì)條件，現(xiàn)階段留煤柱沿空掘巷技術(shù)仍是厚煤層綜放開采主要的巷道布置方式。

沿空掘巷圍巖處在相鄰采空區(qū)不穩(wěn)定動(dòng)壓、巷道開挖卸荷及工作面回采超前應(yīng)力擾動(dòng)的復(fù)雜應(yīng)力場(chǎng)中，穩(wěn)定性差、變形和破壞強(qiáng)烈始終是行業(yè)研究的熱門方向。一方面，主要針對(duì)掘進(jìn)位置[7]、掘進(jìn)時(shí)機(jī)[8]、掘采全過程圍巖的穩(wěn)定性控制[9-11]等方面展開分析；另一方面，煤柱尺寸的確定也是沿空掘巷領(lǐng)域關(guān)注的焦點(diǎn)，主要通過理論計(jì)算[12]、現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)[13-14]、數(shù)值模擬[15-17]及模型試驗(yàn)[18]等方法來設(shè)計(jì)合理的煤柱寬度。

綜上所述，以往對(duì)于沿空巷道圍巖特殊的失穩(wěn)特性、本質(zhì)原因與主控因素等方面的研究仍相對(duì)不足。同時(shí)，圍巖控制也主要是從支護(hù)一個(gè)角度考慮，僅涉及錨桿(索)支護(hù)范圍淺部圍巖。為此，選取有關(guān)礦井典型厚煤層大斷面綜放沿空掘巷，分析圍巖變形破壞特征，揭示其本質(zhì)原因與主控因素，在頂板近場(chǎng)、遠(yuǎn)場(chǎng)兩個(gè)層次，從支護(hù)、卸壓兩個(gè)角度，建立圍巖協(xié)同控制技術(shù)體系并開展工程示范。研究成果為厚煤層綜放工作面實(shí)現(xiàn)小煤柱沿空掘巷，安全、高效回采提供理論與實(shí)踐支撐。

1 工程背景

王家?guī)X煤礦位于河?xùn)|煤田鄉(xiāng)寧礦區(qū)，現(xiàn)主采2#煤層，平均厚度達(dá)到6.2 m。每個(gè)綜放工作面有2條回采巷道，其中回風(fēng)巷一般沿臨近工作面采空區(qū)邊緣布置，煤柱寬度20 m。護(hù)巷煤柱過寬一方面會(huì)造成稀缺煤炭資源的浪費(fèi)，另一方面還有可能使巷道在下層煤開采時(shí)處于應(yīng)力集中區(qū)，誘發(fā)圍巖大變形，顯著增加后期維護(hù)難度。為實(shí)現(xiàn)厚煤層安全、高效開采，留設(shè)小煤柱護(hù)巷是必然選擇，但必須解決所面臨煤柱尺寸設(shè)計(jì)、掘采多重?cái)_動(dòng)、斷面大、托軟弱厚頂煤等難題。

1.1 生產(chǎn)地質(zhì)條件

12309工作面回風(fēng)巷北側(cè)靠近12311工作面采空區(qū)，設(shè)計(jì)煤柱寬度8 m，沿2#煤層底板掘進(jìn)，斷面尺寸5.20 m×3.55 m，地面標(biāo)高+824～+960 m，井下標(biāo)高+526～+567 m。12309工作面回風(fēng)巷掘進(jìn)時(shí)12311工作面停采1個(gè)月左右，2#煤層頂?shù)装鍘r性如圖1所示。

1.2 圍巖地質(zhì)力學(xué)參數(shù)

地應(yīng)力、圍巖結(jié)構(gòu)與強(qiáng)度原位測(cè)試數(shù)據(jù)表明，原巖應(yīng)力場(chǎng)類型屬于構(gòu)造型應(yīng)力場(chǎng)(σH>σV>σh)，地應(yīng)力水平中等，最大水平主應(yīng)力優(yōu)勢(shì)方位為NWW；巷道頂板錨桿(索)錨固范圍內(nèi)的代表性煤巖體為2#煤層、泥巖和細(xì)粒砂巖，完整性較好；2#煤層單軸抗壓強(qiáng)度處于8～16 MPa范圍內(nèi)，泥巖單軸抗壓強(qiáng)度處于30～50 MPa范圍內(nèi)，細(xì)粒砂巖單軸抗壓強(qiáng)度處于50～80 MPa范圍內(nèi)；存在軟弱厚頂煤，頂板與巷幫煤體因完整性不同強(qiáng)度存在差異。

1.3 以往沿空巷道圍巖變形破壞特征及原因

1.3.1 圍巖變形破壞特征

12301工作面回風(fēng)巷沿南側(cè)相鄰12109工作面采空區(qū)邊緣掘進(jìn)(凈煤柱寬度20 m)，由于受不穩(wěn)定動(dòng)壓影響，巷道剛掘出較短時(shí)間，頂幫就發(fā)生劇烈變形破壞，頂板水平運(yùn)動(dòng)、非對(duì)稱下沉顯著，靠煤柱側(cè)頂板圍巖破碎、局部出現(xiàn)網(wǎng)兜、臺(tái)階下沉等。

1) 頂板變形突出、非對(duì)稱特征明顯。由于煤體自身裂隙發(fā)育，且長期受相鄰工作面不穩(wěn)定動(dòng)壓影響，12301工作面回風(fēng)巷掘進(jìn)初期，頂板即出現(xiàn)明顯下沉且表現(xiàn)非對(duì)稱特征，采幫側(cè)頂板下沉量明顯小于煤柱側(cè)；煤柱側(cè)頂板破碎明顯，呈現(xiàn)沿巷道走向的網(wǎng)兜，個(gè)別部位甚至出現(xiàn)漏冒現(xiàn)象，如圖2所示。

圖2 12301工作面回風(fēng)巷靠煤柱側(cè)頂板下沉、移近Fig.2 Roof subsidence and convergence of 12301 working face return airway at the side of coal pillar

2) 頂板水平擠壓錯(cuò)動(dòng)明顯。頂板水平運(yùn)動(dòng)引起巖層間相互擠壓錯(cuò)動(dòng)形成明顯沿巷道走向延伸的擠壓破碎帶。現(xiàn)有支護(hù)系統(tǒng)抗剪切能力弱，不適應(yīng)頂板劇烈水平運(yùn)動(dòng)特征，致使異型鋼板梁出現(xiàn)“V”字形彎折、鋼筋網(wǎng)撕裂、錨桿(索)破斷失效等，如圖3所示。

圖3 12301工作面回風(fēng)巷頂板水平運(yùn)動(dòng)特征Fig.3 Roof horizontal movement characteristics of 12301 working face return airway

3) 煤柱幫與上肩角剪切破壞明顯。煤柱幫上部收縮變形、搓頂現(xiàn)象顯著，最大收斂量超過300 mm，煤柱側(cè)頂板裂開或存在網(wǎng)兜、異型鋼板梁彎曲變形，煤體片落等問題在多部位出現(xiàn)，如圖4所示。

圖4 12301工作面回風(fēng)巷煤柱幫剪切破壞特征Fig.4 Coal pillar shear failure characteristics of 12301 working face return airway

4) 變形時(shí)效性明顯。巷道掘出后變形破壞不斷加劇，“煤炮”聲時(shí)有發(fā)生，相鄰工作面采空區(qū)覆巖始終處于不穩(wěn)定狀態(tài)，巷道圍巖長期蠕變變形，完全穩(wěn)定耗時(shí)較長。

5) 非對(duì)稱礦壓顯現(xiàn)部位明顯?，F(xiàn)場(chǎng)調(diào)研發(fā)現(xiàn)，巷道圍巖變形破壞主要集中在靠煤柱側(cè)頂板、煤柱上下尖角、煤柱幫中上部等。

1.3.2 圍巖變形破壞原因

現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研、礦壓監(jiān)測(cè)及圍巖物理力學(xué)參數(shù)測(cè)試表明，12301工作面回風(fēng)巷具有大斷面、托軟弱厚頂煤、受多次動(dòng)壓影響等特點(diǎn)，以上因素增加了巷道維護(hù)難度，并最終誘發(fā)巷道圍巖非對(duì)稱變形破壞。

1) 多次動(dòng)壓影響。12301工作面開采強(qiáng)度高，覆巖大范圍運(yùn)動(dòng)，誘發(fā)峰值更高、作用范圍更廣的支承壓力，沿空掘巷自然會(huì)受顯著動(dòng)壓影響。

2) 托軟弱厚頂煤。2#煤層強(qiáng)度較低、裂隙發(fā)育，內(nèi)含1～2層炭質(zhì)泥巖、泥巖夾矸，完整性差，在開挖卸荷與回采動(dòng)壓多重作用下易產(chǎn)生離層和破碎。12301工作面回風(fēng)巷頂幫都是破碎、低強(qiáng)度煤體，厚頂煤很難形成結(jié)構(gòu)，多次動(dòng)壓擾動(dòng)后易誘發(fā)離層或局部冒頂，帶來安全隱患。

3) 巷道斷面尺寸大。大斷面巷道所處圍巖應(yīng)力環(huán)境更復(fù)雜，跨度的增大將引起巷道頂板梁彎矩及巖層拉應(yīng)力顯著提高，使得巖層產(chǎn)生離層、垮落的風(fēng)險(xiǎn)更大；此外，巷幫開始承擔(dān)更多頂板巖層重量，應(yīng)力集中更顯著，塑性破壞區(qū)深度增大，巷道更不易于維護(hù)。

4) 覆巖劇烈運(yùn)動(dòng)。12109工作面回采后，覆巖在工作面端頭破斷形成弧形三角塊結(jié)構(gòu)，沿空掘巷礦壓顯現(xiàn)將受到來自弧形三角塊回轉(zhuǎn)下沉運(yùn)動(dòng)兩方面的顯著影響：一方面在鉛錘方向上引起不均勻的應(yīng)力分布，誘發(fā)巷道頂板下沉呈現(xiàn)非對(duì)稱性；另一方面在水平方向上引起壓應(yīng)力，誘發(fā)巖層擠壓錯(cuò)動(dòng)，沿巷道走向出現(xiàn)明顯擠壓破碎帶，使得錨桿(索)出現(xiàn)剪切破斷、失效現(xiàn)象。

2 綜放沿空巷道圍巖非對(duì)稱變形破壞主控因素

覆巖結(jié)構(gòu)和應(yīng)力分布沿巷道斷面在垂直方向和水平方向呈明顯非對(duì)稱分布是沿空掘巷圍巖非對(duì)稱變形破壞的本質(zhì)原因，掘采疊加擾動(dòng)、覆巖關(guān)鍵巖塊活動(dòng)、托軟弱厚頂煤、存在圍巖薄弱體-煤柱、截面尺寸大、圍巖控制技術(shù)不科學(xué)等是造成覆巖結(jié)構(gòu)和應(yīng)力分布非對(duì)稱性的主控因素。

1) 圍巖性質(zhì)、結(jié)構(gòu)非對(duì)稱性。受相鄰工作面回采與巷道掘進(jìn)影響，沿空巷道靠采空區(qū)側(cè)煤巖體完整性遭受嚴(yán)重破壞；巷道兩幫一側(cè)為實(shí)體煤幫，一側(cè)為煤柱，兩幫力學(xué)性能上的差異使得煤柱幫對(duì)頂板支撐作用更顯不足，導(dǎo)致頂板在實(shí)體煤側(cè)與煤柱側(cè)穩(wěn)定性存在顯著差異，失穩(wěn)一般在圍巖薄弱體先出現(xiàn)。掘巷后煤柱幫頂板與上尖角部位首先出現(xiàn)失穩(wěn)，隨后向頂板實(shí)體煤側(cè)延伸，最終頂板煤柱側(cè)與采幫側(cè)變形破壞特征呈現(xiàn)顯著非對(duì)稱性。

2) 應(yīng)力非對(duì)稱分布。一方面，老頂沉降、回轉(zhuǎn)活動(dòng)使得覆巖應(yīng)力向深處圍巖移動(dòng)產(chǎn)生側(cè)向支承壓力；另一方面，對(duì)頂煤與直接頂施予回轉(zhuǎn)變形壓力，引起沿空掘巷圍巖應(yīng)力呈明顯非對(duì)稱分布。煤柱側(cè)頂板受不均勻支承壓力和回轉(zhuǎn)變形壓力共同作用，實(shí)體煤側(cè)頂板僅受支承壓力影響。

3) 覆巖關(guān)鍵巖塊活動(dòng)。臨近采面引起的側(cè)向支承壓力使得沿空巷道圍巖發(fā)生損傷、破壞，而巷道開挖卸荷導(dǎo)致圍巖結(jié)構(gòu)和力學(xué)性能進(jìn)一步弱化，誘發(fā)巷道頂板非對(duì)稱礦壓顯現(xiàn)；推進(jìn)工作面時(shí)，已基本平衡的側(cè)向覆巖結(jié)構(gòu)被再次擾動(dòng)，圍巖失穩(wěn)顯著加劇，尤其是煤柱的失穩(wěn)將使其承載作用大幅減弱。相反，煤柱幫的承載受壓會(huì)引起巷道出現(xiàn)結(jié)構(gòu)性轉(zhuǎn)變，頂板煤柱側(cè)比實(shí)體煤側(cè)下沉更多，致使頂板非對(duì)稱變形破壞加劇。

4) 巷道截面尺寸大。斷面尺寸的增加對(duì)巷道圍巖非對(duì)稱變形破壞影響多表現(xiàn)為：巷道跨度增加后，頂板巖梁跨度、最大彎矩和撓度都將增長，中部受拉和頂角部位受剪切作用更明顯；頂板巖層二次水平應(yīng)力會(huì)由于巖梁沉降增加而變大，顯著增強(qiáng)層面間剪切作用，增加頂板巖層在水平方向上發(fā)生不均勻錯(cuò)動(dòng)變形和破壞的概率；加大巷道截面尺寸會(huì)使兩幫承受更多的頂板轉(zhuǎn)移應(yīng)力，兩幫上方垂直應(yīng)力明顯增大，尤其加劇了煤柱幫的變形破壞，進(jìn)一步導(dǎo)致煤柱側(cè)頂板-煤柱-底板結(jié)構(gòu)體力學(xué)性能弱化，增加非對(duì)稱變形破壞發(fā)生的概率。

5) 支護(hù)系統(tǒng)存在的問題。①對(duì)預(yù)緊力在支護(hù)系統(tǒng)參數(shù)中的關(guān)鍵作用領(lǐng)會(huì)不到位、預(yù)緊力小、原始支護(hù)強(qiáng)度低、系統(tǒng)整體剛度弱、低剛度錨桿(索)支護(hù)主動(dòng)支護(hù)作用不佳等；②主要通過工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)、理論計(jì)算的方法進(jìn)行無針對(duì)性和差異性的支護(hù)設(shè)計(jì)，缺少地質(zhì)力學(xué)參數(shù)等基礎(chǔ)數(shù)據(jù)，補(bǔ)強(qiáng)方案主觀性強(qiáng)；③支護(hù)系統(tǒng)構(gòu)件匹配性差、結(jié)構(gòu)需優(yōu)化。

3 近場(chǎng)支護(hù)-遠(yuǎn)場(chǎng)卸壓協(xié)同控制技術(shù)體系

3.1 控制要求

由上述研究可知，一方面，采取慣常的高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力對(duì)稱支護(hù)技術(shù)難以適應(yīng)巷道圍巖的非對(duì)稱變形破壞，錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)失效現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生，無法保證掘、采全過程巷道穩(wěn)定；另一方面，綜放沿空掘巷基本頂結(jié)構(gòu)與應(yīng)力分布特征是圍巖非對(duì)稱變形破壞的本質(zhì)原因。因此，需要研發(fā)新型控制技術(shù)體系來與此類圍巖失穩(wěn)規(guī)律相適應(yīng)、改善應(yīng)力環(huán)境，應(yīng)匹配條件如下所述。

1) 匹配頂板變形破壞規(guī)律的非對(duì)稱性。沿空掘巷圍巖性質(zhì)、結(jié)構(gòu)和應(yīng)力在巷道斷面鉛錘和水平方向的分布是非對(duì)稱的。一方面，使得煤柱側(cè)頂板異常礦壓顯現(xiàn)明顯大于工作面?zhèn)?，這種非對(duì)稱失穩(wěn)要求支護(hù)系統(tǒng)具有很強(qiáng)的差異性，在確保支護(hù)系統(tǒng)對(duì)整個(gè)圍巖的支護(hù)強(qiáng)度、剛度的同時(shí)，還需要對(duì)圍巖薄弱體進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)，控制重點(diǎn)部位的穩(wěn)定性，支護(hù)體系不會(huì)出現(xiàn)因部分變形破壞而致使整體失穩(wěn)；另一方面，頂板巖層受水平應(yīng)力作用顯著，導(dǎo)致頂板產(chǎn)生劇烈擠壓、錯(cuò)動(dòng)與滑動(dòng)變形，而常規(guī)的錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)顯然無法適應(yīng)水平運(yùn)動(dòng)而出現(xiàn)失效?；诖?，研發(fā)的新支護(hù)系統(tǒng)應(yīng)具備較好變形協(xié)調(diào)能力，以便在工作過程中持續(xù)根據(jù)巖層水平運(yùn)動(dòng)進(jìn)行調(diào)整，確保掘、采全過程支護(hù)系統(tǒng)的有效性。

2) 抗剪切性能強(qiáng)。沿空巷道受臨近工作面采空區(qū)不穩(wěn)定動(dòng)壓擾動(dòng)，覆巖關(guān)鍵巖塊活動(dòng)劇烈，在頂板煤柱側(cè)出現(xiàn)顯著剪切破壞，引起頂幫分界部位圍巖大量破碎。如煤柱壓縮量較大，上方頂板巖層裂隙明顯發(fā)育并相互貫通，致使頂板滑動(dòng)、內(nèi)嵌和臺(tái)階沉降等現(xiàn)象發(fā)生。因而，沿空掘巷頂板支護(hù)系統(tǒng)(錨桿、錨索及配套構(gòu)件)應(yīng)發(fā)揮較好的抗剪性能，抑制靠煤柱側(cè)頂板剪切破壞，防止直接頂抽冒等異常礦壓顯現(xiàn)。

3) 加強(qiáng)煤柱。煤柱是覆巖運(yùn)動(dòng)的支點(diǎn)，受覆巖運(yùn)動(dòng)和巷道掘進(jìn)卸荷影響，煤柱必將出現(xiàn)大部分的塑性破壞，引起劇烈壓縮變形進(jìn)而致使沿空巷道頂板的非對(duì)稱沉降。因而，煤柱側(cè)幫補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，提高圍巖薄弱體力學(xué)性能，是抑制頂板非對(duì)稱下沉的有效技術(shù)手段。

4) 人工干預(yù)覆巖結(jié)構(gòu)特征，改善應(yīng)力環(huán)境。在沿空巷道人工干預(yù)覆巖結(jié)構(gòu)，改善圍巖應(yīng)力環(huán)境，緩解相鄰工作面采空區(qū)不穩(wěn)定動(dòng)壓、巷道開挖卸荷及工作面回采支承壓力對(duì)巷道服務(wù)期間穩(wěn)定性的影響。

3.2 近場(chǎng)圍巖高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)技術(shù)

依據(jù)沿空巷道圍巖非對(duì)稱變形破壞特征及控制要求，基于動(dòng)態(tài)信息設(shè)計(jì)法與強(qiáng)力、高預(yù)緊力、非對(duì)稱理念，提出大斷面綜放沿空小煤柱掘巷近場(chǎng)圍巖高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)技術(shù)。12309工作面回風(fēng)巷具體支護(hù)參數(shù)如圖5所示。采用高強(qiáng)度錨桿(索)及配套構(gòu)件，頂板錨桿預(yù)緊扭矩為400 N·m，幫錨桿預(yù)緊扭矩為300 N·m；頂板錨索初始張拉預(yù)緊力為250 kN，煤柱側(cè)幫補(bǔ)強(qiáng)錨索初始張拉預(yù)緊力為200 kN。

圖5 12309工作面回風(fēng)巷錨桿(索)布置Fig.5 Bolts and cables layout in 12309 working face return airway

3.3 遠(yuǎn)場(chǎng)頂板水力壓裂卸壓技術(shù)

工作面回采前，在12309工作面回風(fēng)巷采用水力壓裂技術(shù)對(duì)錨桿(索)支護(hù)范圍外遠(yuǎn)場(chǎng)頂板巖層進(jìn)行人工干預(yù)，改變覆巖結(jié)構(gòu)，減小懸頂面積，縮短運(yùn)動(dòng)時(shí)間，降低或轉(zhuǎn)移上覆巖層儲(chǔ)存的高應(yīng)力，緩解相鄰12311工作面采空區(qū)不穩(wěn)定動(dòng)壓及本工作面回采對(duì)巷道穩(wěn)定性的影響，降低工作面回采過程12309工作面回風(fēng)巷超前支護(hù)段巷道圍巖變形，保證工作面安全、高效回采。12309工作面回風(fēng)巷卸壓段共計(jì)400 m，其中，400～600 m里程僅在煤柱側(cè)布置卸壓鉆孔；600～800 m里程在煤柱側(cè)與工作面?zhèn)榷即蛟O(shè)卸壓鉆孔，具體布置如圖6所示。

圖6 卸壓鉆孔布置Fig.6 Layout of pressure-released holes

4 示范工程與圍巖控制效果

將本文研究所提出的大斷面綜放沿空小煤柱掘巷圍巖支護(hù)-卸壓協(xié)同控制技術(shù)實(shí)施于王家?guī)X煤礦12309工作面回風(fēng)巷，開展井下工業(yè)性試驗(yàn)，試驗(yàn)巷道長度1 380.7 m，完成了全面系統(tǒng)的礦壓監(jiān)測(cè)，分析了煤柱尺寸選擇合理性及圍巖控制效果。

4.1 綜合礦壓監(jiān)測(cè)方案

為了對(duì)比支護(hù)與支護(hù)-卸壓技術(shù)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果，共設(shè)置6個(gè)綜合礦壓測(cè)站，如圖7所示。1號(hào)測(cè)站、2號(hào)測(cè)站、6號(hào)測(cè)站位于僅采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)巷道內(nèi)；3號(hào)測(cè)站、4號(hào)測(cè)站、5號(hào)測(cè)站處在采取支護(hù)-卸壓協(xié)同控制技術(shù)巷道內(nèi)，其中，3號(hào)測(cè)站為支護(hù)-卸壓(單側(cè)孔布置)段，4號(hào)測(cè)站為支護(hù)-卸壓段中部，5號(hào)測(cè)站為支護(hù)-卸壓(雙側(cè)孔布置)段。監(jiān)測(cè)內(nèi)容包括巷道圍巖變形、錨桿(索)受力、液壓支架工作阻力等，統(tǒng)計(jì)分析沿空巷道工作面回采超前段圍巖整體變形情況。

圖7 綜合礦壓監(jiān)測(cè)測(cè)站布置Fig.7 Layout of comprehensive mine pressure monitor station

4.2 礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果分析

分析錨桿(索)工作載荷、頂?shù)装逡平皟蓭鸵平葦?shù)據(jù)，能夠相對(duì)充分地了解支護(hù)系統(tǒng)的工作性能，進(jìn)而優(yōu)化支護(hù)初始設(shè)計(jì)，了解水力壓裂切頂卸壓方案實(shí)施效果。鑒于采集數(shù)據(jù)的完整性及數(shù)據(jù)分析時(shí)的對(duì)照性，本著真實(shí)、 詳盡的原則， 因此本文分析綜合礦壓監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)并未包含1號(hào)測(cè)站～6號(hào)測(cè)站按方案采集全部數(shù)據(jù)。

4.2.1 巷道圍巖變形

12309工作面回采期間，6號(hào)測(cè)站(支護(hù)段)距工作面40 m時(shí)，頂板下沉量為122 mm，底鼓量為107 mm，兩幫移近量為300 mm。巷道圍巖變形主要表現(xiàn)在兩幫移近，頂?shù)装逡平肯鄬?duì)較小。

采用支護(hù)-卸壓協(xié)同控制技術(shù)段巷道在12309工作面回采期間巷道變形情況如圖8所示。工作面回采期間，測(cè)站距工作面50 m左右時(shí)，單側(cè)孔布置段巷道，頂板下沉量為200 mm，底鼓量為6 mm，兩幫移近量為390 mm，與僅采用高預(yù)應(yīng)力差異化支護(hù)段相比，頂板下沉量與兩幫移近量分別增加64%與30%，基本無底鼓；壓裂段巷道中部，頂板下沉量為40 mm，底鼓量為105 mm，兩幫移近量為430 mm，與僅采用高預(yù)應(yīng)力差異化支護(hù)段相比，頂板下沉量減少67%，底鼓量減少2%，兩幫移近量增加43%；雙側(cè)孔布置段巷道，頂板下沉量為66 mm，底鼓量為19 mm，兩幫移近量為145 mm，與僅采用高預(yù)應(yīng)力差異化支護(hù)段相比，頂板下沉量、底鼓量及兩幫移近量分別減小46%、82%和52%。

圖8 工作面回采期間支護(hù)-卸壓段圍巖變形曲線Fig.8 Deformation curve of surrounding rock in support-pressure relief section during mining of working face

4.2.2 錨桿(索)受力

僅采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)段巷道掘進(jìn)期間頂錨桿平均預(yù)緊力為131.5 kN，頂錨索平均預(yù)緊力為116.5 kN，兩幫錨桿平均預(yù)緊力為79.4 kN，錨桿(索)受力均未隨巷道掘進(jìn)顯著增加，大體在一定數(shù)值附近波動(dòng)，其中煤柱幫錨桿受力明顯大于工作面?zhèn)葞?。僅采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)段巷道在12309工作面回采期間錨桿(索)受力情況，如圖9所示。由圖9可知，隨著工作面向前推進(jìn)，錨桿(索)受力均逐步增加，但增幅平緩，且均未超過各自強(qiáng)度，其中煤柱幫錨桿受力增加幅度明顯大于工作面?zhèn)葞汀?/p>

圖9 工作面回采期間錨桿(索)受力曲線(支護(hù)段)Fig.9 Stress curve of anchor bolt (cable) during mining of working face (support section)

采用支護(hù)-卸壓協(xié)同控制技術(shù)段巷道掘進(jìn)期間頂錨桿平均預(yù)緊力為107.7 kN，頂錨索平均預(yù)緊力為154.7 kN，兩幫錨桿平均預(yù)緊力為99.6 kN，煤柱幫錨索預(yù)緊力為172.0 kN，隨巷道向前掘進(jìn)，錨桿(索)受力均未出現(xiàn)明顯增加，基本能夠穩(wěn)定在一定數(shù)值附近。采用支護(hù)-卸壓協(xié)同控制技術(shù)段巷道在12309工作面回采期間錨桿(索)受力情況如圖10所示。隨著工作面向前推進(jìn)，錨桿(索)受力均逐步增加，但增幅平緩，且均未超過各自強(qiáng)度，其中煤柱幫錨桿受力增加幅度明顯大于工作面?zhèn)葞汀?/p>

圖10 工作面回采期間錨桿(索)受力曲線(支護(hù)-卸壓段)Fig.10 Stress curve of anchor bolt (cable) during mining of working face (support and pressure relief section)

4.2.3 頂板離層

分析1號(hào)測(cè)站～6號(hào)測(cè)站頂板離層儀觀測(cè)數(shù)據(jù)知，12309工作面回風(fēng)巷高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)段及支護(hù)-卸壓協(xié)同控制段在掘、采全過程均未出現(xiàn)明顯離層，結(jié)合錨桿(索)受力及巷道圍巖變形情況表明整條巷道服務(wù)全過程頂板穩(wěn)定性較好。

4.2.4 工作面液壓支架工作阻力

分析液壓支架工作阻力曲線可知，工作面在僅采用高預(yù)應(yīng)力差異化支護(hù)段推進(jìn)時(shí)，支架工作阻力整體要比在支護(hù)-卸壓協(xié)同控制段推進(jìn)時(shí)高，同時(shí)工作面上部支架(1號(hào)支架～50號(hào)支架)、中部支架(51號(hào)支架～100號(hào)支架)、下部支架(101號(hào)支架～150號(hào)支架)部支架工作阻力受力逐步增加；工作面在支護(hù)-卸壓協(xié)同控制段推進(jìn)時(shí)，工作面上部支架、中部支架、下部支架工作阻力較平均。

4.2.5 巷道超前支護(hù)段斷面尺寸

為克服工作面回采超前支承壓力影響、控制機(jī)尾超前段圍巖變形、滿足材料運(yùn)輸及工作面回風(fēng)、行人等需求，機(jī)尾超前段使用端頭超前支護(hù)支架。由于12309工作面為王家?guī)X煤礦首個(gè)建設(shè)智能化工作面，機(jī)尾配套使用門式支架。門式支架相較普通端頭超前支護(hù)支架，移架速度快、自動(dòng)化程度高，架下作業(yè)空間大，更便于材料運(yùn)輸與行人。門式支架雖垂直伸縮便利，但橫向?qū)挾裙潭?，如機(jī)尾超前段巷道寬度不足將無法使用。圖11為工作面回采期間超前架頭部圍巖整體變形情況統(tǒng)計(jì)分析。

由圖11可知，工作面回采期間，僅采用高預(yù)應(yīng)力差異化支護(hù)段超前架頭部頂?shù)装甯叨绕骄禐?.94 m；支護(hù)-卸壓協(xié)同控制段超前架頭部頂?shù)装甯叨绕骄禐?.98 m。 僅采用高預(yù)應(yīng)力差異化支護(hù)段超前架頭部兩幫寬度平均值為4.08 m，不滿足架設(shè)門式超前支架所需寬度；支護(hù)-卸壓協(xié)同控制段超前架頭部兩幫寬度平均值為4.33 m，兩幫寬度增加6%，已超過架設(shè)門式超前支架所需最低寬度4.2 m。

圖11 工作面回采期間機(jī)尾超前支護(hù)段斷面尺寸Fig.11 Section size of advance support section at the tail of the working face during mining

5 結(jié) 論

1) 覆巖結(jié)構(gòu)和應(yīng)力在巷道斷面垂直和水平方向呈明顯非對(duì)稱分布誘發(fā)綜放沿空巷道圍巖非對(duì)稱變形破壞。掘、采多重?cái)_動(dòng)，覆巖關(guān)鍵巖塊活動(dòng)，托軟弱厚頂煤，存在圍巖薄弱體-煤柱，巷道截面尺寸大，圍巖控制技術(shù)不科學(xué)等是誘發(fā)覆巖結(jié)構(gòu)和應(yīng)力分布非對(duì)稱性的主控因素。

2) 提出近場(chǎng)圍巖高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)與遠(yuǎn)場(chǎng)頂板水力壓裂卸壓協(xié)同的大斷面綜放沿空小煤柱掘巷圍巖控制技術(shù)體系，滿足適應(yīng)頂板非對(duì)稱變形特征，具有較強(qiáng)的抗剪切能力，提高煤柱承載能力，人工干預(yù)覆巖結(jié)構(gòu)特征，改善應(yīng)力環(huán)境等要求。

3) 工業(yè)性應(yīng)用成果表明，在整個(gè)服務(wù)期間受掘、采擾動(dòng)影響，巷道變形主要表現(xiàn)為兩幫較大移近量，相對(duì)來看頂?shù)装逡平恐递^??；水力壓裂卸壓技術(shù)通過改變頂板覆巖結(jié)構(gòu)，降低和轉(zhuǎn)移高水平應(yīng)力，可明顯降低巷道圍巖應(yīng)力及工作面來壓強(qiáng)度；近場(chǎng)高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)-遠(yuǎn)場(chǎng)水力壓裂卸壓協(xié)同控制技術(shù)體系能夠適應(yīng)大斷面綜放沿空小煤柱掘巷圍巖非對(duì)稱變形破壞特性，全面抑制巷道圍巖失穩(wěn)。