深部盘区大巷维护“卸控耦合”超前控制技术研究

韦金龙，赵利安

(1.山西长平煤业有限责任公司，山西 晋城 048006；2.辽宁工程技术大学 矿业学院，辽宁 阜新 123000)

当前，我国煤矿开采逐渐向深部发展，中东部地区的大部分煤矿己经进入深部开采，很多煤矿的开采深度超过1000m，最大深度已达到1500m[1，2]。进入深部开采以后，在深部高应力和强采动应力作用下巷道围岩呈现出“大变形、强流变”的软岩特征，围岩破碎区、塑性区显著增大，极大地增加了巷道围岩控制难度，这已经成为制约我国煤矿集约化高效生产的瓶颈。众多学者对深部开采情况下巷道围岩压力及巷道维护技术进行了研究和实践[3-8]。唐亮亮提出采用改变工作面布置方式改善巷道维护条件[2]。刘如鹏、王立新等在深部巷道支护实践中采用架棚-砌墙支护、“锚杆+锚索+挂网+喷浆”或锚注支护技术[3，4]。还有学者提出用切顶卸压技术结合围岩锚注浆技术[5-8]。总体上看，深部巷道维护方面的技术还不成熟，联合支护效果需要进一步提高，深埋动巷道围岩破坏机理需要进一步研究。

为了解决长平煤业深部开采过程中，盘区大巷受掘进扰动和采动影响较大，巷道破坏严重，翻修工程量大的问题，采用了数值模拟结合现场实践的方法，确定了合理的切顶高度和切顶位置，进而提出了“卸控耦合”超前控制技术，保证盘区大巷围岩稳定性。

1 工程背景

长平煤业3#煤层平均厚度2.85mm，倾角3°～10°，平均6°，采用盘区式布置，盘区大巷布置于井田中部，1102巷、1104巷为回风巷，1103巷为主运巷，1101巷、1105巷为辅运巷。相邻巷道中对中间距为30m，岩柱尺寸为25m。盘区大巷南北两侧均布置有综采工作面。1305(上)工作面与盘区大巷的平面、剖面位置关系如图1所示。1305(上)工作面为3号煤一盘区上分层采煤工作面，南为矿井边界，西为回采结束的1303(上)工作面，东为正在掘进的1307(上)工作面。1305(上)工作面标高：最低：140m，最高：210m。工作面走向长度为：985m，倾向长度为175m。

图1 工作面与盘区大巷的位置关系

目前，长平煤业深部开采水平垂深达到700m以上，开采存在以下问题：

1)巷道密集，岩柱软弱，受到掘进扰动影响。盘区大巷附近巷道多，大巷之间的岩柱较软弱，大巷间距相对较小，掘进扰动致使岩柱承受较高的支承压力作用，在一定程度上会加大巷道两帮及底板的变形，两帮和底板的变形破坏又会引起顶板的下沉及变形。

2)采动影响强烈，矿压显现剧烈。前期的矿压观测结果表明，盘区大巷受到采动影响极为强烈，工作面接近终采线时，大巷即开始出现矿压显现，5条大巷均出现严重变形破坏，巷道断面大幅收敛，往往还伴随着帮部破碎、帮部和底板鼓出以及金属网撕裂情况。观测结果表明盘区大巷两帮累计移近量达到2～3m，顶底板累计移近量达到3～5m，底鼓量占比较大，锚网索支护结构也出现了破断、脱锚、撕裂等破坏失效形式，严重影响煤矿的正常安全生产，增加了多次扩刷修巷工程量。为避免1305(上)工作面开采过程中，采动应力集中对5条盘区大巷造成严重变形破坏，亟待解决强采动影响下盘区大巷的围岩稳定控制问题。

2 数值模拟研究

数值模拟的优势在于可将现场情况进行可视化再现，可有效的扩展研究人员的认知范围，具有成本低，效率高的优势[9]。为掌握爆破切顶对超前支承应力的卸压和阻断效果，针对1305(上)工作面以及其对应了盘区大巷开展了爆破切顶卸压控制数值模拟研究。

2.1 数值模型的建立

采用FLAC3D数值模拟的方法，以长平煤业1305(上)工作面和5条盘区大巷研究对象，建立数值计算模型。数值模拟模型尺寸为330m×165m×5m，共划分66570个网格单元，100719个节点。

2.2 数值模拟方案

根据长平煤业盘区大巷围岩结构及力学性质为基础。盘区大巷埋深约700m，煤层上方13.3m的坚硬粉砂岩的顶部作为切顶高度，垂直切顶高度为30m，模型顶部界面施加上覆岩层等效压应力P=15MPa。目前切顶卸压常用的高效方法是爆破切顶卸压[10]。在终采线前方工作面两巷内实施爆破切顶卸压时，不同切顶高度和切顶位置条件下，对超前支承应力控制效果不同。

2.2.1 切顶高度的确定

依据关键层的判定方法，确定长平煤业3号煤上方第一层关键层为13.3m厚的坚硬粉砂岩，见表1。依据关键层理论可知，厚、硬关键层是导致上覆岩层载荷传递至工作面前方煤岩体的主因[11]。因此，切顶高度应达到煤层上方的关键层，即切顶高度达到煤层上方13.3m厚坚硬粉砂岩的顶部。另外，合理的切顶高度，还应该使切顶高度内岩层垮落后能充满整个采空区，对更上位的岩层起到了较好的支撑作用，降低了顶板断裂冲击载荷，最大限度地降低顶板岩层回转下沉的扰动作用[12]。综合以上因素，深孔爆破的顶板层位距离煤层顶部的垂直距离为30m，如图2所示[11]。

表1 1305(上)工作面上覆岩层关键层判定

图2 深孔爆破切顶高度

2.2.2 切顶位置数值模拟方案

爆破切顶后会在切顶位置前后形成支承应力集中，为避免切顶卸压造成采煤工作面顶板压力增大，数值模拟中爆破切顶卸压位置选择在工作面两回采巷道内超前终采线20m、30m、40m、50m位置处切顶，切顶高度至煤层上方13.3m的坚硬粉砂岩的顶部，垂直切顶高度为30m。采用数值模拟方法对巷道不同切顶位置处的超前支承应力分布进行模拟和分析。

2.3 不同切顶位置超前支承应力分布特征

通过FLAC3D数值模拟，得到超前工作面终采线20m、30m、40m、50m位置处切顶时超前支承应力分布状态，如图3所示。

图3 采煤工作面超前支承应力分布状态

未切顶时终采线前方支承应力呈现出先增高后降低趋势，出现三个应力特征区，分别为应力降低区、应力增高区、应力稳定区，峰值位置出现在煤壁前方约20m处，峰值应力为43MPa。切顶时与未切顶相比爆破切顶位置附近应力出现显著降低，高应力区的范围也减少，切顶位置距离工作面较近时，卸压量值和卸压范围较大，切顶位置距离工作面较远时，卸压效果减弱。切顶后的超前支承应力变化状态，说明距离采煤工作面终采线较近时，爆破切顶阻隔了采空区上方岩层载荷向终采线前方的传递，减弱了高应力量值及其范围，缩短了采动应力影响范围，从而巷道围岩应力环境有所改善，有利于巷道维护。

2.4 不同切顶位置超前支承应力分布曲线特征

为了对比不同切顶位置下超前支承应力分布特征，在数值模拟结果中提取煤层上方粉砂岩关键层的超前支持应力分布曲线，如图4所示。依据采动应力扰动理论，取原岩应力17.5MPa的1.05倍作为开采扰动限值，即18.375MPa。切顶位置对超前支承应力扰动范围的影响以开采扰动限值18.375MPa为界限进行判断，当超过该值时即认为巷道受到采动影响。不同切顶位置与开采扰动影响范围的关系如图5所示。

图4 不同切顶位置超前支承应力分布特征

图5 不同切顶位置与超前采动影响范围的关系

2.4.1 超前支承应力的变化趋势

未切顶时，超前支承应力先升高至峰值，然后降低至原岩应力17.5MPa，呈“单峰”状态，峰值位置出现在终采线前方20m处；切顶时，超前支承应力分布曲线呈现“双峰”状态，第一个峰值出现在终采线前方，但与未切顶时相比，更靠近终采线，第二个峰值则出现在切顶卸压区的右侧，由于受到爆破切顶卸压而发生应力转移产生的，同样随着远离终采线，逐渐降低至原岩应力。

2.4.2 超前支承应力切顶卸压效果

在20m、30m、40m和50m不同切顶位置，都产生了切顶卸压区，但随着切顶位置远离终采线，应力降低幅度减小，应力阻断作用减弱。切顶位置在终采线前方20m时，应力下降幅度达到5～10MPa；切顶位置在终采线前方50m时，除卸压位置外，其超前支承应力分布曲线基本和未切顶时完全相同，对超前支承应力的阻断作用基本消失。

2.4.3 切顶位置对超前支承应力峰值的影响

随着切顶位置远离终采线，对靠近终采线的峰值应力影响越来越弱，当切顶位置在终采线前方20m、30m、40m和50m时，靠近终采线的峰值应力分别降低了10MPa、6MPa、2.3MPa、0MPa，切顶位置在终采线前方50m时，对超前支承应力的阻断作用基本消失。

以开采扰动限值18.375MPa为界限，当超过该值时即认为巷道受到采动影响。随着切顶位置远离终采线，超前支承压力影响范围也逐渐增大。切顶位置在终采线前方20m时，采动影响范围在100m左右；切顶位置超前50m时，采动影响范围在165m左右。可以看出切顶距离超前50m和不切顶的超前动压影响范围相近，卸压阻断效应基本消失。

综上所述，通过切顶卸压可以降低超前支承应力量值和采动影响范围，起到应力阻断作用，但是随着切顶位置距离工作面较远时，卸压效果减弱。当切顶位置在终采线前方20～30m时，采动支承应力降低幅度多达5～10MPa，而采动影响范围则由未切顶时的165m降低至100～120m左右，在此位置切顶后，盘区大巷基本不受采动影响，有利于巷道维护。因此确定合理的切顶位置为超前终采线30m，如图6所示。炮孔布置如图7所示。

图6 1305(上)工作面回采巷道内深孔爆破切顶位置

图7 回采巷道内深孔爆破切顶炮孔布置断面

3 深孔爆破切顶施工工艺

爆破切顶和水力压裂是常用的两种切顶卸压方法，由于前者能够有效利用工作面采动影响及上覆岩层自身重力，具有高效、定向切顶以及技术较为成熟等优点，因此，选用深孔爆破切顶施工工艺[13-16]。孔深34～85m，孔径94mm。

首先，选定回采巷道中围岩较稳定地段作为施工地段并布设钻场，采用矿用深孔钻机按照炮孔布置参数打设炮孔。其次，在爆破施工前需要对顶板和两帮进行了加强支护，对顶板主要采用单体支护+π型钢梁架棚+补强锚索支护，对两帮炮眼附近进行了锚网索补强护孔作业；爆破施工时，主要工序：爆破前的施工准备→装药→封孔→连线→起爆→爆破效果检查与监测。切顶施工时，在回采巷道实施了6个孔的深孔爆破，每次爆破3个孔，爆破顺序是4，5，6号孔→1，2，3号孔，如图9所示。

4 盘区大巷“卸控耦合”超前控制技术

前面的切顶卸压侧重于通过切顶卸压措施降低或减弱作用在盘区大巷上采动支承应力，属于只考虑“外因”，从采矿实践活动经验可知，针对盘区大巷不同围岩应力范围，通过各种控制措施，强化其自身的支护强度，从“内因”角度控制巷道，也十分必要。此处，“卸控耦合”超前控制机理是通过切顶卸压减弱采动支承应力的影响，改善盘区大巷围岩应力环境；通过分区加固，实现支护围岩力学特性的耦合：深部高应力巷道围岩破碎区、塑性区显著增大，围岩由浅至深其破坏程度逐渐减小，达到稳定所需的支护强度也逐渐减小，针对破碎区、塑性区和弹性区，通过“锚杆、中长锚索和长锚索”支护加固方式，采用高强度、高预紧力、高刚度支护体系，形成支护强度逐渐减弱的分区加固圈，实现支护与围岩力学特性相耦合，从而抑制破碎区和塑性区的发展，有效控制围岩的变形破坏[17，18]。

“卸控耦合”超前控制技术是针对强烈采动影响采用切顶卸压控制措施，降低盘区大巷围岩应力，同时针对采动后再加固区存在的围岩承载严重下降、加固效率大大降低的问题，采取分区耦合超前加固控制技术如图8所示，提前预防围岩承载能力下降，从而保证盘区大巷围岩稳定性。

图8 深埋强采动巷道围岩分区耦合支护

盘区巷道围岩钻孔窥视结果表明，采动后，1103巷围岩破坏深度达到7～8m，然而1103巷初期支护、修巷支护时采用锚索长度仅为5.3m或7.3m，锚杆长2.2m、2.4m，支护强度明显不足。而且锚杆和锚索均锚固在围岩破碎区或塑性破坏深度范围内，未能锚固至稳定区域，致使破碎区不断向深部扩展，孔口围岩破碎致使托锚力下降。围岩破坏深度加大则导致锚杆、锚索锚固力减弱，大大减弱了巷道支护加固效果，致使围岩整体变形加剧[19]。因此，锚杆锚索支护参数与围岩分区特征不耦合是造成盘区大巷变形的重要原因平[20.21]。因此，“卸控耦合”超前控制技术可以通过对破碎区、塑性区和弹性区围岩的力学状态进行分区控制，形成支护与围岩相耦合的三个承载区，起到主动加固围岩、提高围岩整体性的目的。

针对1103巷破碎区、塑性区及弹性区范围的不同，在掘巷时初期支护采用2.4m长的锚杆、7.3m和5.3m长的中长锚索的基础上，采用10.3m长的锚索并配合20号高强槽钢梁和钢筋网进行超前加固支护，将破碎区域、塑性区域和弹性区域连为一起，形成锚杆、中长锚索和长锚索呈间隔布置结构，由岩体浅部至岩体深部形成0～2.4m、2.4～7m、7～10m三个稳定的承载圈(如图9所示)，从而起到支护设施主动加固围岩，增强围岩整体坚固性的目标。

图9 超前加固后1103巷围岩分区耦合支护布置(mm)

5 盘区大巷“卸控耦合”超前控制技术应用效果

采煤工作面开采引起的强烈动压是造成盘区大巷剧烈变形的重要原因之一。为了减小1305(上)工作面开采对盘区大巷围岩变形的影响，回采巷道内实施超前深孔爆破切顶卸压，同时对盘区大巷进行了超前加固控制技术。深孔爆破施工过程中，采用煤矿专用防爆相机，对施工过程进行了记录；爆破后，采用钻孔窥视仪对定向爆破切缝效果进行了观测和分析。

通过现场观测，4—6号孔爆破后，邻近3号孔出现了冒烟情况，说明3号和4号孔之间爆破后的裂隙实现了贯通；1—3号爆破后，邻近4号孔出现了冒烟情况，进一步验证了3号和4号孔之间形成了预期的切顶断裂面；依次类推，相邻的其他炮孔之间也形成了由定向切缝贯通的切顶断裂面，定向切缝和孔内裂隙发育明显，表面爆破后形成了贯穿破碎带，深孔爆破切顶效果良好。

实施“卸控耦合”超前控制技术后1103巷变形趋势如图10所示，1103巷围岩变形量大幅减小，1303(上)工作面终采后一个月之内，巷道变形速度较快，50d后基本趋于稳定，顶板下沉量不超过70mm，两帮回缩量最大为150mm，底鼓量为130mm左右，围岩稳定性得到显著改善，支护结构可靠性得到保障，与未采取切顶卸压措施的盘区大巷变形形成鲜明对比。

图10 采用切顶卸压技术后1103巷变形趋势

6 结 论

1)以长平煤业1305(上)工作面和5条盘区大巷研究对象，进行了不同切顶位置超前支承应力分布数值模拟研究，确定合理的切顶位置为超前终采线30m。

2)提出了“卸控耦合”超前控制技术，即在采取切顶卸压控制措施的同时，采取分区耦合超前加固控制技术，通过7.3m和5.3m长的中长锚索和10.3m长的锚索并配合20号高强槽钢梁和钢筋网对盘区大巷进行超前加固支护。

3)盘区大巷“卸控耦合”超前控制技术应用后，卸压爆破后形成了贯穿破碎带，深孔爆破切顶效果良好，1103巷围岩变形量大幅减小，顶板下沉量不超过70mm，两帮回缩量最大为150mm，底鼓量为130mm左右，围岩稳定性得到显著改善。