软弱岩层下回采巷道围岩变形及控制技术研究

张金山 周饰璟

(内蒙古科技大学矿业研究院)

长期以来，回采巷道大多布置在煤层中，其不仅需要承受着上覆顶板岩层的压力，还遭受着剧烈的采动影响，在此双重应力作用下，回采巷道呈现出变形速率快、变形量大的特点。维护回采巷道的顶板稳定至关重要。为此，众多学者进行了积极探讨与理论研究。韩昌良等[1]认为巷道的剧烈变形是采场上覆岩层结构发生变化而引起的采场应力双峰现象所致；董芳庭等[2]提出的松动圈理论认为，巷道开挖会在围岩一定深度形成松动圈，其支护阻力仅需要承担松动圈内岩层的重力，但其未就采场大结构对巷道围岩的破坏做出探讨；何满潮等[3-4]则从切断采场应力传递路径的思路着手，提出了“切顶短壁梁理论”和“110工法”，认为通过在靠近回采巷道一侧的采空区顶板进行定向爆破，从而切断采场顶板应力的传递，通过恒阻大变形锚杆对顶板的悬挂，进而达到回采巷道的安全，同时还可达到少开掘一条回采巷道的目的。本文受“切顶短壁梁理论”启迪，对察哈素煤矿31305工作面的软弱顶底板岩层的回采巷道围岩变形控制展开研究。

1 31305工作面概况

31305工作面煤层厚4.3～7.38 m，平均厚5.92 m，根据矿整体安排，回采过程中留设自夹矸向上不少于0.4 m底煤，采用大采高一次采全高综合机械化采煤工艺。煤层直接底、夹矸均为砂质泥岩，从31301、31303工作面回采中发现，该泥岩遇水易膨胀、泥化，从而导致液压支架下陷严重。煤层底板标高为+929.44～+951.55 m，工作面推进长为4 224.11 m，宽300.58 m，面积为126.965 4万m2。

2 采场矿压分析

2.1 数值建模

为了更为近似地模拟不同推进距离时采场矿压对巷道变形的影响，建立360 m×390.3 m×162.16 m(长×宽×高)模型。横向X方向上总共划分80个单元，每个单元均为4.5 m；在竖直Z方向按照岩层岩性的变化划分网格，对于特厚岩层进行再次划分，使得网格尺寸在1.4～2.9 m变化；Y方向上采用比率手段实现网格尺寸的渐变变化。最终模型单元总数共446 560个。模型网格划分见图1。

2.2 矿压分析

为了使得模型开挖能够具有更好的代表性，按照弹塑性薄板理论[5]对采场顶板在不同工作状态下的回采距离进行科学计算。

弹塑性薄板理论认为,随着工作面推进距离的变化，其采场顶板将会处于不同的工作状态，当回采推进距离X与工作面长度Y之间的比值如表1所示时，采场顶板工作状态将依次为单向板、双向板、等距板及新双向板。受制于网格单元划分，此次模型工作面设计长度选定为115.8 m，为了更加接近实际，等距板工作状态选定为117 m，而由于新双向板工作状态要求推进距离大于115.8 m，小于231.6 m，考虑到模型尺寸及边界效应，选定180 m作为新双向板时的推进距离进行分析。不同阶段时顶板主应力变化见图2、表1。

图1 模型网格划分

图2 全程开挖最大主应力分布

由图2可以看出，随着工作面的逐步开挖，采场周围的支承应力逐渐增大，后逐渐趋于稳定。其中，在工作面推进至36 m，工作面顶板处于单向板状态时，超前支承应力峰值为16.82 MPa，根据主应力云图分析，此时顶板处有局部区域主应力降低(D区域)，疑似为工作面顶板梁结构失稳，初次压力拱结构形成。随着工作面推进距离的增加，采场顶板进入双向板工作状态，直至推进至85～90 m时，煤层上覆顶板岩层发生一次大面积的剪切破坏现象(C区域)，此时多是工作面初次来压，顶板应力急剧释放，压力拱结构进一步扩大，应力转移至煤壁前方，这一阶段超前支承应力增速最快，影响半径达到最大，约33 m。而随后基本则保持着每25～30m出现一次顶板大面积破坏效应，这也基本和现场初次来压步距与周期来压步距相吻合，应力峰值及影响半径基本也趋于稳定，30～33 m。

表1 不同开挖距离应力峰值

3 定向爆破技术

从切断支承应力传递路径的思路着手，回采巷道顶板采用恒阻大变形锚索进行支护，将其顶板悬挂于上覆稳定的老顶岩层；采用定向爆破技术沿着采空区的边缘切断顶板岩层使其垮落，从而切断顶板应力传递路径，降低下一区段回采工作面的支承应力。采场结构示意见图3。

图3 采场结构示意

而对于切顶，定向爆破核心是顶板聚能切缝和恒阻锚杆(索)支护两大技术。为保证31305工作面顶板切缝深度的科学性，依据式(1)[6]进行计算：

(1)

式中,HF为切缝深度,m；M为采高，31035工作面采厚为5.92 m；ΔH1为顶板下沉量，取1.9 m；ΔH2为底鼓量，取1.3 m；K为顶板岩性碎胀系数，取1.4。

计算得出31305工作面顶板切缝深度HF=6.8 m，并最终以此为依据进行数值模拟。

同时，为了保证恒阻锚索选用的科学性以及更为直观地展现恒阻锚索与普通锚索的差异性，对350，850 kN恒阻锚索以及普通锚索进行力学实验，结果见图4。

图4 锚索冲击力学实验结果

从图4可以看出，恒阻锚索在多次的冲击阻力作用下，其锚杆体的变形量虽逐步变大，但其并未直接失效，呈现出延性变化特性，基本能够满足大采场变形下的顶板支护要求，能够保证在顶板切落下仍能保持稳定的特性；而普通锚索则呈现出受力较低、变形量较大的特点。而比较350 kN和850 kN恒阻锚索发现，其受力大小基本一致，考虑到经济性，建议选用350 kN恒阻锚索。

4 数值模拟验证

为了对上述技术方案进行验证，利用FLAC3D计算软件进行验算。31305工作面在采用切顶定向爆破以及传统工艺下各巷道顶板下沉曲线变化曲线及应力云图见图5、图6。

图5 不同工艺各巷道顶板下沉曲线

图6 不同工艺采场应力分布

由图5和图6可以发现，位于回采巷道附近的采场顶板通过定向爆破技术实现切顶后，其各巷道顶板下沉均有明显下降，其中，超前工作面9m处，辅助运输顺槽下沉约60mm，胶带运输顺槽顺槽下沉约137mm，回风顺槽下沉约243mm；两者应力相差3MPa，应力也有下降。因此，通过定向爆破切顶技术在一定程度上切断了应力向回采巷道传播的路径，对于提高回采巷道的安全稳定性具有重要意义。

5 结 论

(1)随着煤层开采开挖，采场上覆岩层最终形成砌体梁结构，将会伴随着岩层的回转进而出现应力集中，为保证应力不直接作用于回采巷道，提出定向爆破切顶技术。

(2)经过计算，31305工作面定向爆破切顶高度大致为6.8 m，巷道选用350 kN恒阻锚索。

(3)通过顶板定向爆破技术的应用，在超前工作面9 m处，辅助运输顺槽顶板下沉约60 mm，胶带运输顺槽和回风顺槽分别为137和243 mm。

(4)顶板定向爆破技术从根源上切断了采场矿压与回采巷道之间力源的联系，其应用对缓斜煤层的安全开采具有重要现实意义。