深井厚煤層沿空巷道掘采全過程應力分布及支護技術

于洋

（淮北礦業股份有限公司 袁店一井煤礦，安徽 淮北 235000）

0 引 言

相鄰采區之間常留設保護煤柱，保證下工作面回采巷道穩定，但傳統區段煤柱留設寬度在20～30 m，部分礦井達到50 m，造成煤炭資源的嚴重浪費。鄰近采空區留設小煤柱的沿空掘巷技術，可有效提高煤炭資源回收率，已在多個礦區推廣應用[1-4]。但隨著礦井開采深度的不斷增加，采動應力峰值及影響范圍也不斷增大，且沿空巷道圍巖將經歷上工作面采動、巷道掘進擾動、本工作面超前采動等不同階段反復加卸載過程，圍巖控制難度較大[5-6]。若將原巖應力作為支護設計的依據，支護效果將難以保障。因此，掌握沿空巷道應力分布特征及演化規律是巷道支護設計的重要依據。很多學者圍繞沿空巷道圍巖應力分布問題，進行了大量的研究。王宇[7]等運用彈塑性力學理論建立煤巖體側向采動力學模型，分析了沿空巷道側向采動應力分布規律；張博[8]等對二次采動過程中沿空巷道頂板結構的演化過程及控制技術進行了研究；李緒萍等采用理論分析、數值模擬等方法，計算分析了堅硬基本頂沿空巷道的覆巖結構特征及應力位移變化情況。但以上成果對深部厚煤層沿空巷道加卸載全過程圍巖應力分布的研究尚不充分。筆者以袁店一井煤礦1037 工作面回風巷為工程背景，通過FLAC3D 數值模擬，對反復加卸載全過程下深部沿空巷道應力分布特征及演化規律進行系統研究，并以此為基礎，提出針對性的支護方案。

1 概 況

袁店一井煤礦1037 工作面位于一水平103 采區，工作面地面標高+25.9—+27.9 m，工作面標高-635.6—722.8 m。煤層平均厚度4.15 m，平均傾角10°。1037 工作面回風巷設計總長409 m，沿空長度396 m，沿空煤柱寬度留設5 m，巷道跟煤層頂板施工，掘進施工過程中受6 條斷層影響，北與1035 工作面相鄰（已回采結束），巷道斷面設計為矩形，尺寸為5 000 mm×3 400 mm。巷道位置關系如圖1 所示。

圖1 工作面相對位置Fig.1 Relative position of working face

1037 回風巷原支護采用傳統的錨帶網索聯合支護，在沿空巷道掘進期間，該支護方式可保障巷道圍巖的穩定性。但在工作面超前回采期間，受超前采動影響，巷道巷幫和底板大變形，特別是煤柱與肩窩處變形最為突出，出現鼓包甚至錨網撕裂現象，出現“邊采邊修”的情況，嚴重影響礦井正常生產。

2 上工作面回采側向支承壓力分布

2.1 模型建立

以1035、1037 工作面實際地質條件為基礎，利用FLAC3D 軟件建立精細化三維數值模型，數值計算本構模型采用應變軟化（SS） 本構模型。模型尺寸為400 m×300 m×58 m，網格劃分為90 990個單元。煤層埋深為650 m，最小水平主應力與垂直應力比為0.8，最大水平主應力與垂直應力比為1.2。模型上邊界受上覆巖層載荷作用，大小為16 MPa，底部、兩側邊界約束法向位移。1035 工作面傾向長度為170 m，1037 工作面傾向長度為180 m，沿空煤柱寬度5 m。工作面現場取芯采集巖樣，通過室內巖石力學試驗并結合現場資料確定煤巖參數，見表1。

表1 煤巖物理力學參數Table 1 Physical mechanical parameters of coal and rock

2.2 上工作面采空區側向支承壓力分布

為分析1035 工作面回采引起的側向支承壓力分布特征，揭示側向煤柱應力場變化范圍，模擬1035 工作面推進250 m 處垂直應力分布，如圖2所示。沿工作面走向5 m 煤柱上垂直應力分布曲線如圖3 所示。

圖2 1035 工作面回采250 m后采空區周圍垂直應力三維分布Fig.2 Three-dimensional distribution of vertical stress around goaf after mining 250m of No.1035 Face

圖3 沿工作面走向5 m煤柱上垂直力分布曲線Fig.3 Vertical force distribution curve on 5 m coal pillar along the strike of working face

由圖2、3 可知，①1035 工作面回采250 m 后垂直應力在回采工作面周圍重新分布，沿煤柱走向垂直應力峰值出現在工作面后方60～70 m，最大值為28.74 MPa，約為1.74 倍原巖應力；②沿煤柱走向超前垂直應力峰值位置出現在工作面前方13 m，支承壓力達29.4 MPa，約為1.8 倍的原巖應力，工作面超前壓力影響范圍為50 m。

1035 工作面后方70 m 處的側向支承壓力分布如圖4 所示，對應的采空區側向支承壓力分布曲線如圖5 所示。從圖中可以看到：①1035 工作面采空區側向支承壓力先出現應力降低區，范圍為0～9 m；然后應力快速升高，出現應力增高區；②采空區側向支承壓力峰值距離煤壁12～13 m，其值約27.5 MPa，應力集中系數為1.67；③工作面側向支承壓力影響范圍為60～70 m。

圖4 距1035 工作面后方70 m處的側向支承壓力分布云圖Fig.4 Lateral abutment pressure distribution cloud 70 m behind No.1035 Face

圖5 距1035 工作面后方70 m處側向支承壓力分布曲線Fig.5 Lateral abutment pressure distribution curve 70 m behind No.1035 Face

3 沿空掘進期間巷道圍巖應力分布

基于2.1 節建立的三維數值模型，模擬在1035工作面回采后進行1037 回風巷掘進，保護煤柱留設5 m。分別研究1037 回風巷掘進期間圍巖垂直應力及水平應力分布特征。

3.1 沿空掘巷圍巖垂直應力分布

為分析沿空掘巷前后，巷道圍巖垂直應力的演化規律，模擬沿空巷道開挖前后，同一位置處（距離1035 工作面后方70 m 處布置監測線） 垂直應力分布變化，回風巷掘進前后垂直應力分布云圖如圖6 所示，1037 回風巷掘進前后垂直應力曲線如圖7所示。從圖中可以看到：①1037 工作面風巷掘進前垂直應力峰值位于距離采空區煤壁約12 m 處，垂直應力達到27.5 MPa，約為1.67 倍原巖應力；②1037 工作面風巷掘進后，垂直應力在工作面周圍重新分布，峰值出現在距離采空區煤壁約17 m處，垂直應力達到30.7 MPa，約為1.86 倍原巖應力；1037 工作面風巷掘進導致工作面側向支承壓力向實體煤深部轉移，支承壓力峰值向實體煤側轉移約5 m，應力集中系數也更高，相比掘巷前，增大了11.6%；③1037 工作面風巷掘巷后，小煤柱上垂直應力大大降低，相比于掘巷前降低了約62.6%。

圖6 1037 回風巷掘進前后垂直應力分布云圖Fig.6 Vertical stress distribution nephogram before and after excavation of No.1037 return airway

圖7 1037 回風巷掘進前后垂直應力曲線Fig.7 Vertical stress curve before and after excavation of No.1037 return airway

3.2 沿空掘巷圍巖水平應力分布

圖8 為1037 工作面風巷掘進前后距1035 工作面后方70 m 處采空區及沿空巷道水平應力分布云圖。從圖中可以看到：①1037 工作面風巷掘進前采空區水平應力峰值主要集中在工作面老頂位置，在工作面上方25～35 m 處，水平應力達到43.3 MPa，應力集中系數為2.19；②1037 工作面風巷掘進后，水平應力峰值位置變化不大，水平應力峰值達到45.5 MPa，應力集中系數為2.28；③在1037風巷掘進前，風巷所處位置水平應力約為13.9 MPa，巷道掘進后水平應力降低區范圍變大，水平應力進一步向老頂轉移。

圖8 1037 回風巷掘進前后水平應力分布云圖Fig.8 Horizontal stress distribution nephogram before and after excavation of No.1037 return airway

4 工作面回采期間采動應力分布

基于以上研究，在1035 工作面回采、1037 回風巷掘進后，進一步對1037 工作面回采期間，1037 工作面超前采動應力分布特征進行數值模擬研究。

1037 工作面推進160 m 時平行煤層剖面垂直應力分布云圖如圖9 所示，圖10 給出了推進160 m 時，工作面前方20 m 處（圖9 監測線） 超前支承壓力分布曲線。由圖可看出：①隨著工作面推進，逐漸在工作面前方約20 m 處形成超前支承壓力峰值，可達到45.9 MPa，約為2.8 倍原巖應力，遠大于1035 工作面超前支承壓力（29.4 MPa）；②對于一側為采空區的工作面，回采期間工作面前方支承壓力分布情況與兩側均為實體煤的工作面不同；在一側有采空區分布時，工作面前方支承壓力峰值向采空區側靠攏，位于距1037 風巷約20 m處，并且超前支承壓力沿著工作面傾向逐漸降低，在工作面前方中部位置，支承壓力約為27 MPa，應力集中系數為1.64，與1035 工作面前方中部位置支承壓力大小相近。

圖9 1037 工作面推進160 m時平行煤層剖面垂直應力分布云圖Fig.9 The vertical stress distribution cloud of parallel coal seam section while 160 m mining of No.1037 Face

圖10 監測位置超前支承壓力沿工作面傾向分布曲線Fig.10 Advanced abutment pressure distribution curve along the working face tendency

5 工程實踐與現場監測

5.1 工程實踐

以1037 工作面回風巷為試驗巷道，設計總長409 m，巷道凈寬5 m，凈高3.4 m，巷道采用“錨帶網索+幫部噴注漿+頂板非對稱錨索梁補強+煤柱肩底角錨索梁補強”聯合支護方案，如圖11所示。

圖11 1037 工作面回風巷巷道支護示意Fig.11 Support schematic of No.1037 return airway roadway

頂板及兩幫采用φ22 mm×2 800 mm 左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×900 mm，頂板每排布置6 根錨桿，兩幫每排布置4 根錨桿，頂板的肩窩處錨桿向兩幫傾斜15°，兩幫肩角、底角錨桿向頂底板傾斜15°；菱形金屬網+M型鋼帶配合錨桿護表支護，頂板M 鋼帶選擇4 800 mm×180 mm×4 mm，幫部M 鋼帶選擇2 100 mm×180 mm×4 mm。錨索選擇φ21.6 mm×6 200 mm 的高強度大直徑鋼絞線預應力錨索，間排距為1 800 mm×900 mm，每排布置2 根錨索。

補強支護參數。在頂板距煤柱側幫600 mm 位置布置一道頂板錨索梁加固，錨索規格φ21.6 mm×7 300 mm；錨索梁采用11 號工字鋼梁，梁長4 200 mm，孔距1 800 mm，托盤長200 mm，錨索梁滯后迎頭不超過20 m。在煤柱幫底角距離底板向上1 000 mm 布置錨索梁，錨索規格為φ21.6 mm×4 300 mm，肩角距離頂板向下800 mm 布置錨索梁，錨索規格為φ21.6 mm×6 200 mm，錨索梁采用11 號工字鋼梁，梁長4 200 mm，孔距1 800 mm，托盤長200 mm，錨索梁滯后迎頭不超過40 m。

5.2 現場監測

通過十字布點法對巷道兩幫移近量、頂底板移近量進行監測，測站布置在距離工作面煤壁80 m處開始觀測，觀測結果如圖12 所示。在距工作面70 m 左右，圍巖受到超前工作面超前采動應力影響，圍巖位移量逐漸增加；在距工作面22 m 左右，受超前采動影響劇烈，位移量顯著增加；煤柱幫移近量最為突出，遠超實體煤幫及頂底板移近量，頂底板最大移近量為487 mm，兩幫移近量最大為1 211 mm，其中煤柱幫移近量為830 mm。

圖12 觀測結果Fig.12 Observation results

6 結 論

（1） 上工作面后方70 m 處，采空區側向支承壓力先出現應力降低區，范圍為0～9 m，然后迅速增加；支承壓力峰值距離煤壁12～13 m，其值約27.5 MPa，應力集中系數為1.67，壓力影響范圍為60～70 m。

（2） 1037 工作面風巷掘進后，垂直應力峰值向實體煤深部轉移，距采空區煤壁約17 m 處，垂直應力30.7 MPa，約1.86 倍原巖應力，相比掘巷前，增大11.6%，小煤柱上垂直應力相比掘巷前降低了約62.6%。

（3） 隨著1037 工作面的推進，工作面前方約20 m 處形成超前支承壓力峰值，達到45.9 MPa，約為2.8 倍原巖應力；在一側有采空區分布時，沿工作面傾向支承壓力峰值向采空區側靠攏，位于距1037 風巷約20 m 處。

（4） 提出了“錨帶網索+幫部噴注漿+頂板非對稱錨索梁補強+煤柱肩底角錨索梁補強”聯合支護方案，現場觀測結果表明，控制方案取得較好控制效果。