大采高大断面沿空巷道围岩控制技术研究

郅荣伟

(山西工程职业学院，山西 太原 030001)

一直以来，厚煤层开采技术的优化研究一直都是我国煤炭开采领域的重点研究内容，因工作面开采时间逐渐变短，对矿井的衔接部署也就提出了更高的要求[1-3]。部分矿井因衔接调整不利或面临资源枯竭等问题，工作面顺序布置出现沿空巷道，回采过程中采掘压力与临空动压叠加，极大地影响了巷道围岩的稳定[4-6]。大量学者对厚煤层沿空巷道煤柱合理宽度及巷道控制方面进行了研究，取得了较为丰富的成果。张百胜等[7]针对小煤柱护巷矿压显现剧烈问题，提出了切顶卸压技术；张洪伟等[8]则提出了上区段端头垮落煤岩体注浆充填/加固技术；程利兴等[9]提出以“高预应力主动支护、注浆改性加固、强帮护顶”为核心的沿空掘巷支护技术，针对开采扰动问题；郭重托[10]提出了锚杆索、单体支柱、π型梁支护技术；李季等[11]从应力差分布角度对煤柱宽度进行了优化。但由于我国煤矿众多，各矿地质生产条件不尽相同，高地应力条件下，大采高大断面巷道围岩受采动影响剧烈，巷道围岩变形及控制难度也要远大于普通巷道，生产实践中需根据实际情况进行分析[12-14]。以红庆河煤矿3402工作面为研究对象，采用理论计算、数值模拟和现场实测等方法确定区段煤柱合理宽度并提出了支护优化技术方案，在现场试验中控制效果较好，为类似矿井提供参考。

1 工程概况

红庆河煤矿3402工作面位于矿井北翼，主采3煤层，煤层结构简单，平均埋深约700m，煤层平均厚度为6.3m，采用大采高采煤法进行回采，一次采高达到6m，3402工作面巷道布置如图1所示。3401工作面回采完毕后，沿空区边缘预留窄煤柱进行沿空掘巷，用于3402工作面回风、材料运送及行人通道。考虑到液压支架运输尺寸，轨道巷断面设计达到5.5m×4m，巷道高度达到4m，工作面煤岩柱状图如图2所示。

图1 3402工作面巷道布置

图2 工作面煤岩综合柱状图

由于大采高沿空巷道围岩开采后围岩变形破坏严重，破坏控制机理还不明晰。因此，为进一步探究大采高沿空巷道围岩变形破坏特征，调研矿井同水平条件其他巷道矿压显现情况，得到以往工作面沿空掘巷围岩变形有如下特点：巷道受掘进和多次采动影响，围岩发生持续变形，顶板明显弯曲下沉，两帮收敛，底板发生底鼓，断面收缩严重，表现出明显的蠕变性；巷道掘进期间，相比于实体煤侧，采空区围岩变形更严重，回采期间采动影响主要以本工作面为主，实体煤侧围岩变形大于采空区；以往其他工作面常规沿空巷道受工作面采动影响，顶帮较为破碎，局部地段变形强烈，锚杆网与托盘连接部位多处出现严重撕裂支护体扭曲甚至脱锚失效，服务期间矿方不得采用围岩注浆加固、补打锚杆索等措施进行加强支护。

2 沿空巷道上覆岩层结构特征

考虑到3402工作面基本顶上下方为互相邻接的坚硬岩层，仅对煤层上方的单一岩层基本顶的破断位置及规律进行简化研究。考虑到煤体自身的变形特性，参考基本顶走向断裂力学模型，实体煤上方可建立基本顶结构弹性地基梁模型[15，16]，如图3所示。

图3 力学模型

将基本顶视为半无限长梁，则梁的弯曲微分方程见式(1)。

(1)

式中，q(x)为支承压力影响范围内(x

(2)

式中，q0为上覆岩层重量；q1为采动引起的侧向支承压力，MPa。

p=-ky

(3)

式中，k为弹性地基刚度，令

(4)

式中，N1为作用于悬臂处内力。

对于四阶常系数微分方程，式(1)通解如式(5)：

(5)

式中，γ为上覆岩层容重。

假设qc为悬臂段均布载荷，长度为L1，联立式(1)—式(5)，根据边界条件可求得基本顶岩梁的挠曲方程，见式(6)，对其进行多次求导可得岩梁最大弯矩x0：

(6)

式中，M0、Q0为采空区煤壁位置梁截面内力参数。

将3402工作面相关参数代入上式得到距采空区煤壁3.0～3.5m范围内弯矩值达到最大，弯矩值达到230MN·m左右，最大弯矩值为230.9MN·m，位于距煤壁3m处；因此，基本顶岩梁于3.0～3.5m范围断裂可能性较大。

3 巷道围岩变形破坏数值模拟分析

3.1 偏应力理论

巷道破坏主要由偏应力差引起，巷道破坏模拟过程中需要考虑偏应力对岩体破坏作用。巷道在开挖后围岩受到的偏应力不为零，此时岩体产生变形和破坏。巷道围岩中任意一点的应力状态可以由张量矩阵表示，见式(7)[17-19]：

(7)

式中，P为各向相等的静水应力，P=(σ1+σ2+σ3)/3；等式右边第2项是偏应力。

其中，σ1-P为最大主偏应力σ′，在应力张量中起主导作用，偏应力计算公式见式(8)：

(8)

3.2 不同煤柱宽度模拟分析

现有研究表明大采高沿空掘巷围岩稳定性与工作面采高以及巷道高度、跨度等有着密切的联系，因此采用FLAC3D数值模拟，设置模拟方案模拟不同因素影响下，3402轨道巷围岩偏应力分布特征及两帮偏应力演化规律，从而研究沿空掘巷围岩稳定性受采高与巷道宽高比的影响规律，进一步揭示沿空掘巷围岩变形破坏机理。

模型大小为250m×100m×100m(长×宽×高)，巷道断面5.5m×4m，采高6m，模型周围各边界均为水平位移约束，底部为固定位移约束，上边界为自由边界。岩石力学参数见表1。

表1 岩石力学参数

图4 巷道两帮垂直应力分布曲线

当煤柱宽度为4～12m时，应力值迅速增大至峰值后衰减，总体呈“单峰型”，当6m≤l≤12m时，煤柱帮内应力值逐渐增大，承载能力大幅提高；当18m≤l≤24m时，垂直应力先增大至第一极值，而后降低、升高至第二极值，最终呈巷道侧低、采空区侧高的非对称“双峰型”布置。

随着与巷道表面距离的增加，浅部煤体内支承压力呈快速增加至峰值，深部按负指数曲线关系衰减，曲线上升路径基本一致；与上述煤柱帮内应力变化规律相一致，4m≤l≤12m，来自顶板的绝大部分压力由实体煤承担，实体煤侧高分布。

两帮垂直应力峰值分布如图5所示，由图5可知，当煤柱宽度为4～12m时，峰值位置距巷道左帮5m处且未移动，当18～24m时，峰值位置向巷道浅部移近1m，这是由于留宽煤柱沿空巷道围岩受采空侧采动影响减弱引起的。由于窄煤柱宽度增加，煤柱完整性与承载能力将大幅度提高，而增加至一定范围后，大采高工作面强采动和巷道掘进造成的支承压力峰值相互叠加直至重合，产生垂直应力极大值，煤柱宽度增加后，支承压力叠加作用减弱，垂直应力峰后区在煤柱内部重叠，应力峰值逐渐降低。

图5 两帮垂直应力峰值分布

根据基本顶断裂位置计算，煤柱宽度应大于3.5m，依据“极限平衡理论”计算[20]，留设煤柱宽度4.4～5.2m，结合两种理论计算，煤柱宽度应大于5.2m。

为保证煤柱有一定稳定承载区，煤柱宽度合理范围应为“5.2～7m”。综合基本顶断裂位置以及煤柱极限平衡理论计算，并且重点考虑沿空掘巷降低煤炭资源浪费等因素，最终确定3402工作面沿空掘巷的窄煤柱合理留设宽度为6m。

3.3 不同采高

考虑矿井生产实际条件，分别设置3402工作面采高为3m，4m，5m，6m，7m六种采高，通过单一变量进行模拟。将不同采高条件下，沿空巷道两帮监测数据提取计算得到偏应力值，轨道巷两帮偏应力演化规律曲线，如图6所示。

图6 不同采高巷道偏应力及峰值变化曲线

由图6(a)可知：从巷道左侧浅部逐渐深入实体煤内，实体煤帮偏应力值经历先急速增长至峰值。距巷道左侧0～5m范围内(急速增长段)，偏应力曲线上升路径基本一致，采高增加对于巷道实体煤帮影响有限，在5～15m范围，随采高增加，偏应力曲线下降速率变缓，同一深度偏应力值轻微增加，而后基本趋于恒定，与上述扩散范围增大结果一致。巷道浅部0～2m范围内偏应力值较小，表明此区域经巷道掘进影响，表面破坏严重，应选用长度不低于2m的锚杆，对浅部破碎围岩进行锚固。4～5m偏应力进一步增至峰值，之后逐渐减小，于15m后保持恒定，表明此区域围岩完整性较好，是锚索支护的关键承载段，但是考虑到现有锚索规格，峰值附近的区域可作为锚索锚固点。

由图6(b)可知：偏应力呈现先缓慢后快速增长至峰值，而后又经历先快速后缓慢减小的过程。煤柱帮两端浅部煤体(0～1m和5～6m)偏应力均仅有3MPa左右，表明采动及掘进影响下煤柱两帮浅部煤体破坏严重，煤柱深部偏应力值则相对较高，锚杆锚固于此区域稳定性较好。以煤柱中轴(x=3m)为界限，采高3m时，煤柱内右侧偏应力值明显高于左侧，采高3～6m增大过程中，煤柱内偏应力左、右两侧差值逐渐缩小，采高7m时，右侧偏应力值最终低于左侧，表明存在某个临界采高，小于临界高度时，煤柱稳定性受掘进影响明显，大于临界高度时，煤柱稳定性主要取决于强采动影响，受掘进影响不大。随着采高增加，煤柱偏应力值逐渐降低，偏应力峰值从12MPa逐渐减小至6MPa，峰值位置由3.5m转移至3m，这表明大采高沿空掘巷煤柱帮浅部围岩破坏加剧，煤柱内稳定承载区域逐渐收缩，煤柱帮支护难度增加，因此要加大煤柱帮侧支护力度。

图2 显示了儒家社会规范对囚徒困境收益的改变。当A不合作而B合作的时候，A的收益从4变为4-ax；当A合作而B不合作的时候，B的收益从4变成4-by。这里，x和y表示儒家社会规范对不合作行为的“客观”惩罚，或者是参与各方的一个“客观”成本，a和b则可理解为当事人对这种惩罚的心理感受程度，因此,ax和by可以理解为A和B感知到的成本。显然，只要ax>1，和by>1,4-ax<3,4-by<3，儒家社会规范就可以使得“合作”变成一个纳什均衡。

3.4 不同巷道跨度

跨度设为2.5m，3.5m，4.5m和5.5m四种跨度，采用上述同样方法得到偏应力峰值演化规律曲线，如图7所示。

图7 不同跨度巷道偏应力及峰值变化曲线

由图7(a)可知：从巷道左侧浅部逐渐深入实体煤内，实体煤帮偏应力值经历先急速增长至峰值，而后以负指数曲线逐渐减小，最终趋于稳定的过程。巷道浅部0～2m范围内偏应力值较小，表明此区域巷道受采动影响，表面破坏严重，所以锚杆选型时长度应至少不小于2m，2～5m内偏应力值急速增加，直至5m时增至峰值，之后逐渐减小，于15m后保持恒定，表明此区域煤体已具有较好的承载抗变形能力，可以给锚索提供较稳定的锚固点。

由图7(b)可知，以巷道中轴为界，巷道偏应力值呈左低右高，表明巷道侧浅部破坏受掘进影响强烈，采空区侧受工作面采动影响煤体更破碎。煤柱帮浅部偏应力值均仅3MPa左右，向煤柱深部偏应力值逐渐升高。巷道跨度增加，偏应力峰值从6.7MPa轻微增加至7.0MPa，峰值位置保持在3m，表明巷道宽度增加，巷道顶板运动使得煤柱压缩变形增加，煤柱帮支护难度增加。

4 工程应用

4.1 支护方案优化

3402轨道巷为大采高、大断面沿空巷道，巷道断面为巷宽×中高=5.5m×4m，巷道支护参数不能简单地按照以往工程经验直接选取，高强预应力锚杆索支护系统稳定性受支护参数影响明显，为确定沿空巷道围岩控制方案，基于上述对大采高大断面巷道围岩变形破坏特征的分析，结合矿井以往支护实践，提出相应的锚梁网加点锚索联合支护，初步确定巷道具体支护方案如图8所示。

图8 改进支护方案后支护(mm)

1)顶板支护。顶锚杆采用∅22mm×2400mm等强度全螺纹钢锚杆，配用尺寸规格为∅150mm×9mm×26mm优质钢盘、半球形垫圈和快速安装螺帽。顶锚索采用∅17.8mm×8500mm的小孔径高强度预应力锚索，巷中一道锚索与巷道顶板保持垂直，其余两道锚索与铅垂线保持15°夹角。锚杆索布置：顶板每排8根，中间四道锚杆间排距800mm×800mm，其余4道间排距700mm×800mm。

2)帮部支护。帮锚杆采用∅20mm×2400mm的右旋等强度全螺纹钢锚杆每孔采用两支Z2360锚固剂，在两帮来压不大，较完整的区域配用宽度为100mm的梯子梁以及尺寸规格130mm×130mm×8mm金属托盘，在两帮较破碎的区域配用宽度为180mm的钢带加以支护。巷道两帮底部锚杆与水平线保持30°夹角。

4.2 现场实测

1)围岩表面位移。围岩表面位移变化规律如图9所示，由图9可知，超前支承压力影响下，巷道围岩应力增加，所以巷道变形明显。因此，工作面回采期间，对沿空掘巷超前支承压力影响范围进行了超前支护，由于轨道巷巷高大于4.0m，单体支柱无法进行有效支护，故采取加密顶板锚索(∅17.8mm×8500mm)的超前支护方式代替常规巷道原单体配合金属铰接顶的超前支护方式，以确保工作面回采期间巷道超前支护段安全。

图9 围岩表面位移变化规律

2)锚杆索载荷分析。1#测站监测的锚杆、锚索受力情况和变化规律如图10所示。随着工作面的推进，锚杆锚索的载荷逐渐增大，其中顶板锚杆的载荷和右帮锚索的载荷尤为明显，分别达到了80kN和170kN，并未超出各自的屈服载荷。此时的锚杆、锚索载荷已经是其使用期间遇到的最大载荷了，但依然没有超过其屈服载荷，说明选用的锚杆锚索能够满足巷道的支护要求。

图10 锚杆及锚索受力变化曲线

3)钻孔应力分析。测站钻孔应力与时间和工作面的距离的关系如图11所示。巷道两帮钻孔的应力随着工作面的逐渐靠近而迅速增加且增加幅度较大。说明由测站进入超前支承压力范围，巷道围岩的应力突然增加，钻孔应力随之增大。而且比较采煤帮和非采煤帮钻孔的应力，可以发现采煤帮的钻孔应力要更大一些。

图11 钻孔应力随时间/工作面距离变化关系

综上所述，由于工作面的推进3402轨道巷1#测站的围岩应力突然增加，巷道两帮发生了最大为700mm的变形量，在合理范围内，不影响正常的工作面回采，表明支护方案的可行性。锚杆、锚索测力计最大读数分别为80kN和170kN，未发生锚杆锚索断裂的现象，满足巷道支护要求。测站煤体垂直应力为35.6MPa，超出原岩应力，表明巷道已处于超前支承压力中，随着回采面的推进，仍需进一步观测巷道矿压显现规律。因此，现场矿压观测结果均在合理范围内，支护效果良好，满足了通风及运输断面的要求，验证了改进支护方案的可行性。

5 结 论

1)根据支护方案改进原则结合工程类比经验，将原先的∅16mm×1800mm普通A3圆钢锚杆换成∅20mm×2400mm等强度全螺纹钢锚杆，∅15.24mm×4500mm普通锚索换成∅17.8mm×8500mm的小孔径高强度预应力锚索，并相应地增加锚杆索支护密度、预紧力等参数，确定3402轨道巷改进支护方案。

2)经过现场矿压观测及结果分析，巷道两帮移近量最大700mm，锚杆、锚索测力计最大读数分别为80kN和170kN，未发生锚杆索断裂的现象，均在合理范围内，满足了通风及运输断面的要求，表明支护方案的可行性。

3)由不同煤柱宽度围岩垂直应力分布云图以及应力变化规律曲线，结合理论分析结果，最终确定煤柱合理留设宽度为6m。