浅埋深坚硬厚顶板动压巷道采动应力演化规律研究

王 锐，张 镇，华照来，任建超，程利兴，程 磊，汪占领，冯裕堂

(1.陕西陕煤曹家滩矿业有限公司，陕西 榆林 719000；2.天地科股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013)

煤炭作为主体能源在保证国民经济的高速发展中发挥了重要作用，煤炭科技的快速发展，促使煤炭开采强度逐渐增大，尤其以陕北矿区最为显著。陕北矿区具有煤层赋存浅、厚度大、地质构造简单以及开采强度大等特点[1-4]，优越的开采条件也带来了一些不可避免的难题，由于该矿区顶板多为坚硬厚层砂岩结构，顶板悬顶尺度大，悬顶结构的破断、翻转等，导致工作面矿压显现强烈、回采巷道留巷期间变形突出等问题[5-7]，目前，专家学者针对陕北矿区等浅埋深条件下的工作面强矿压显现问题，从顶板覆岩结构力学模型、矿压显现机理以及支架工况等方面开展了一系列研究，取得了丰硕的研究成果[4，8-11]，对工作面强矿压采用深孔水力压裂弱化坚硬顶板，也取得了较好的现场应用效果。但是煤柱侧向悬顶产生的侧向支承压力对多次动压巷道围岩稳定产生强烈影响，导致动压巷道的治理一直是急需解决的难题。现阶段研究学者多关注于工作面矿压规律分析[12-16]，对巷道采动应力的研究也多集中于深井、软岩等复杂条件下的巷道，但是对于浅埋深坚硬厚砂岩顶板条件下的动压巷道矿压显现规律及其形成机理研究较少，导致对巷道变形控制以及合理区段煤柱尺寸的留设难以提供可靠的数据支撑。因此，掌握坚硬厚层顶板条件下的动压巷道采动应力的演化规律显得尤为重要[17]。目前对于巷道围岩应力的演化规律研究多采用物理试验和数值模拟研究[6，18-21]，导致对该地质条件下的围岩应力演化规律研究不够全面和深入，与真实条件下的采动应力演化规律相差甚大，难以指导井下巷道支护。因此，基于陕北矿区地质条件研究坚硬厚顶板巷道采动应力的演化规律具有重要意义，本文以曹家滩煤矿122108工作面为研究背景，采用多种现场实测数据研究工作面回采前后全周期采动应力的演化规律，分析采动影响与巷道围岩变形破坏之间的响应关系，并提出了巷道支护对策，以期为相邻及类似的动压巷道围岩控制技术提供理论指导。

1 工程概况

1.1 矿井概况

曹家滩煤矿是陕煤化集团在陕北矿区新建的特大型现代化矿井，设计生产能力15Mt/a。主采煤层为2-2煤，煤厚8.04～13.06m，平均11.22m，埋深255～338m。煤层顶板以粉砂岩、细粒砂岩为主。工作面采高6.0m左右，工作面长度280m左右，走向长度6000m左右。工作面采用三巷布置，其中，辅助运输巷留做下一工作面回风巷使用，主运输巷与辅助运输巷之间留设20m煤柱。矿井顶板多以坚硬厚砂岩层为主，如图1所示，在超前采动影响以及留巷期间侧向支承压力影响下，辅运巷变形较为突出，以底板变形为主，最大底鼓量在1.0m左右，局部地段无法满足正常使用，需进行巷道底板加固和起底。

图1 钻孔岩层柱状图

1.2 巷道支护概况

122108工作面主运巷掘进宽度为6.5m，掘进高度为4.45m，净宽度为6.4m，净高度为4.3mm，底板采用混凝土浇筑，厚度为200mm；巷道两帮均采用四根锚杆，间排距均为1000mm，锚杆规格为∅20mm×2000mm，上部第一根锚杆距离顶板300mm，下部锚杆距离底板1000mm，工作面侧支护采用玻璃钢锚杆，塑料网护表，煤柱侧采用螺纹钢锚杆，金属网护表，如图2(a)所示。

122108工作面辅运巷掘进宽度为5.6m，掘进高度为4.55m，净宽度为5.5m，净高度为4.3m，底板采用混凝土浇筑，厚度为200mm；巷道两帮均布置四根锚杆，间排距均为1000mm，锚杆规格为∅20mm×2000mm，其中煤柱侧采用螺纹钢锚杆，采用金属网护表，工作面侧采用玻璃钢锚杆，采用塑料网护表；顶板布置6根锚杆，间排距均为1000mm，顶板两侧锚杆距离巷道均为250mm，如图2(b)所示。

图2 回采巷道支护方式(mm)

1.3 支护中存在的问题

以122108工作面辅运巷为例，目前巷道支护主要存在以下几点问题：

2)护表刚度不对称。辅运巷煤柱侧采用金属网护表，对煤柱提供的护表刚度大，工作面侧采用几乎没有护表刚度的塑料网，导致锚杆预紧力难以通过护表构件扩散至周边煤体。

3)煤柱侧锚杆距离底板距离过大，且护表金属网仅覆盖至底角锚杆，造成煤柱帮距离底板1m左右范围的煤体处于无支护状态，煤柱发生非连续变形，造成片帮掉块等现象较为突出。

2 巷道围岩应力演化特征分析

2.1 测站布置

曹家滩煤矿122108工作面辅运巷走向设计全长5910.2m，在122108工作面主运巷和辅运巷各布置两个测站，如图3所示，本文着重分析辅运巷测站1矿压数据。测站1安装在辅运巷1480m里程处，该主要监测内容有：巷道表面位移、锚杆锚索受力、煤柱垂直应力。其中煤柱帮安装四个锚杆测力计，顶板安装五个锚杆测力计和两个锚索测力计，在煤柱帮从辅运巷外侧向切眼方向分别安装九个钻孔应力计，安装深度分别为2m、4m、6m、8m、10m、12m、14m、16m、18m。测站在距回采工作面100m以外安装完成。

图3 矿压测站布置

2.2 锚杆受力演化规律

现场监测锚杆(索)受力演化规律如图4所示，由图4可知，随工作面回采锚杆(索)受力变化均表现出明显的阶段性特征，按其受力变化情况将其分为五个阶段：

图4 锚杆(索)受力演化规律

1)阶段Ⅰ：未受采动影响阶段。该阶段一般位于工作面前方85m以外区域，受锚杆(索)周边围岩应力调整的影响，该阶段锚杆(索)受力呈逐渐增大趋势，但增幅变化较小。

2)阶段Ⅱ：采动影响阶段。该阶段与工作面距离小于85m区域，锚杆(索)受力开始显著增长，其中顶板锚杆(索)受力显著超前于煤柱锚杆，煤柱锚杆在超前工作面68m时受力才出现显著增长，超前工作面26m时顶板锚杆D5以及锚索S1受力均出现显著增长，其中顶板锚杆D5受力增长最突出，由29.8kN迅速增至42.8kN，表明该阶段顶板上覆岩层活动加剧，顶板锚杆(索)受力显著。

3)阶段Ⅲ：滞后缓慢影响阶段。该阶段一般滞后于工作面42m区域范围内，受煤柱侧向采空区直接顶垮落影响，顶板锚杆(索)受力增长最为显著，其中顶板锚杆D5在滞后20.4m时由41.5kN迅速增至81kN；煤柱帮锚杆B2在滞后32.5m时由30kN迅速增至47.3kN，表明直接顶垮落造成煤柱侧向支承压力向实体煤方向转移。

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4)阶段Ⅳ：滞后强烈影响阶段。该阶段一般滞后于工作面42～405.6m范围内，在该阶段内辅运巷锚杆(索)受力均较突出，尤其是顶板锚杆D5变化最突出，在滞后103.6m时受力达到86.8kN即发生损坏，顶板锚杆D3在滞后123.8m受力急剧衰减至6kN。该阶段主要是受煤柱侧向采空区高位岩层弯曲、破断、翻转的影响，尤其是在滞后工作面292.8m时锚索S1受力急剧衰减，表明高位岩层发生了破断，破断的高位岩层与煤柱上方岩体形成铰接结构，导致煤柱锚杆B2受力仍保持稳定增长趋势。

5)阶段Ⅴ：滞后稳定阶段。该阶段一般滞后工作面大于405.6m区域内，由于采空区上方高位岩层经历了破断、垮落，并与煤柱侧向悬顶岩体形成铰接结构，抑或高位悬空岩层处于稳定状态，在无动压影响下巷道锚杆(索)受力基本处于受力稳定状态。

综合锚杆(索)受力演化规律可知，辅运巷在超前影响阶段支护结构受力变化较小，在超前工作面85m时回采巷道开始受超前采动影响，在滞后工作面期间顶板活动最为剧烈，尤其在滞后工作面292.8m附近顶板高位岩层破断，造成辅运巷强烈矿压显现，滞后距离大于405.6m时随顶板岩层运动趋于稳定，锚杆(索)受力也逐渐稳定。表明煤柱采空区侧向不同层位悬顶的破断对巷道支护体产生不同的承载响应特征，通过支护构件受力反演分析顶板岩层运动状态。

2.3 煤柱垂直应力演化规律

由煤柱垂直应力演化规律可知，其应力变化与锚杆(索)受力基本一致，可分为五个变化阶段。

1)阶段Ⅰ：未受采动影响阶段。一般在超前工作面距离大于46m范围内，各基点处应力值基本较为稳定，2m和6m深度处应力出现明显衰减，主要原因是辅运巷煤柱围岩应力主要分布在深部，浅部应力变化较小。

2)阶段Ⅱ：超前影响阶段。一般在超前工作面距离小于46m范围内，煤柱开始承受超前采动影响，增长最为突出的为8～14m范围内基点，应力峰值基本位于煤柱中间区域。

3)阶段Ⅲ：滞后缓慢影响阶段。一般滞后工作面距离小于94m范围内，煤柱峰值应力基本位于8～14m区域内，其中18m基点在滞后53m时煤柱应力出现了拐点，表明此阶段采空区三角区直接顶大范围垮落，降低了采空区侧向煤柱应力。

4)阶段Ⅳ：滞后强烈影响阶段。一般滞后工作面距离在94～464.9m，滞后工作面达到144m时，18m基点应力急剧降低，由7.4MPa降低至5.5MPa，表明采空区悬空的老顶破断，表明该范围内采空区侧顶板岩层活动剧烈，顶板浅部岩层破断造成煤柱应力降低，深部岩层下沉挤压煤柱，造成18m深处围岩应力逐渐增大。其余深度基点煤柱垂直应力缓慢增长，表明上部高位岩层的应力仍作用于煤柱上方。

5)阶段Ⅴ：滞后稳定阶段。一般滞后工作面距离大于464.9m，滞后工作面距离418.3m时，12m基点处应力急剧衰减，应力降幅达到1MPa，表明顶板高位岩层在12m附近发生破断，滞后工作面464.9m后由于煤柱侧向采空区高位岩层基本处于稳定状态，煤柱应力基本处于稳定状态。

图5 煤柱垂直应力演化规律

在测站1整个应力监测过程中，煤柱10m深度应力最终稳定在10.4MPa，煤柱垂直应力的分布主要呈现规律为σ10m>σ12m>σ8m>σ14m>σ4m>σ16m>σ18m>σ2m>σ6m，针对煤柱应力的分布规律，结合前述不同超前采动影响阶段、滞后影响阶段，煤柱应力的演化规律整体呈现为由采空区侧逐渐向辅运巷方向转移。因此，对于留巷复用的巷道而言，对煤柱合理宽度确定及支护技术提出了更高的技术要求。

3 巷道围岩变形演化特征及控制对策

3.1 巷道围岩变形破坏演化特征

3.1.1 巷道围岩变形曲线分析

巷道表面位移变化特征曲线如图6所示，由于曹家滩煤矿煤体强度较高，巷道围岩变化较小，变形最为突出的为巷道底板以及煤柱帮下部尖角区域，由位移观测可知，在超前工作面67.4m时两帮及顶底板移近变形开始明显增大，在滞后工作面43.5m时顶底板移近达到了第一个峰值点16mm/d，在滞后工作面167.8m以及373m时也出现了顶底板变形速率的峰值变化点，表明在上述三个峰值点处均发生了强烈的矿压显现。在观测期间内两帮最大变形达到了60mm，顶底板变形量达到了511mm，其中底板隆起变形占变形总量的95%以上。局部煤柱帮底角片落高度达到1m左右，片帮深度200mm左右。

图6 巷道表面位移变化曲线

3.1.2 巷道变形特征分析

测站1范围内巷道围岩在超前工作面阶段变形较小，该阶段主要表现为煤柱帮肩窝内挤，底板变形不明显；在滞后工作面期间，该测站处辅运巷变形较为突出，尤其是滞后工作面16m时，变形较为迅速，肩窝内挤以及底板剪切错动变形进一步加大。实体煤侧帮由于支护强度低，该侧帮变形主要表现为片帮掉块，对该侧帮敷设管路以及煤体稳定性造成一定影响。

3.2 巷道支护对策

辅运巷作为复用留巷经历多次采动影响，服务周期长，对其进行加强支护将更为重要。由于巷道原支护中锚杆间距1m导致巷道底角片帮、肩窝内挤以及煤柱局部内挤变形等现象，煤柱整体完整性降低，导致在超前本工作面期间就需施工三排锚索补强支护，且辅运巷在滞后阶段矿压显现最为强烈，因此针对该类巷道的支护，应注重一次性支护即满足围岩稳定的需求，确保巷帮服务期内具有较好的整体完整性与承载能力。

由于曹家滩煤矿回采巷道顶板为顶煤和砂岩层，强度高，稳定性好，原支护中没有出现顶板问题，因此，仅针对巷道两帮进行了加强支护设计。原支护中巷帮锚杆间距1.0m，两帮底角1m范围内呈无支护状态，导致该区域片帮掉块较为突出，因此缩小巷帮锚杆间距至900mm，巷帮由原支护中的4根锚杆变成5根锚杆，巷帮最下部锚杆距离底板700mm，底板硬化处理后该锚杆距离底板500mm；锚杆排距采用原支护中1.0m，煤柱帮护表构件采用金属网，同时在肩窝以及底角锚杆配钢护板，增大巷道支护薄弱区域护表面积，提高支护刚度，减小肩窝内挤与底角的片帮掉块。同时在煤柱帮中上部增加2排锚索，确保一次支护即可满足动压巷道围岩变形控制的目的，该支护方案可为类似多次动压巷道支护提供一定指导，具体支护参数如图7所示。

图7 巷道支护优化设计(mm)

4 结 论

1)超前影响阶段巷道支护结构受力变化较小，在滞后工作面期间顶板活动最为剧烈，尤其在滞后工作面292.8m附近顶板高位岩层破断，造成辅运巷强烈矿压显现，滞后距离大于405.6m时随顶板岩层运动趋于稳定，锚杆(索)受力也逐渐稳定。

2)煤柱应力演化规律表明，煤柱垂直应力的分布主要呈现规律为σ10m>σ12m>σ8m>σ14m>σ4m>σ16m>σ18m>σ2m>σ6m，在超前采动影响以及滞后影响阶段，煤柱应力的演化规律整体呈现为由采空区侧逐渐向辅运巷方向转移。因此，对合理煤柱宽度留设应采取更高的要求。

3)受煤柱侧向采空区顶板垮落影响，巷道变形主要表现为底鼓与巷帮底角变形，在观测期内两帮最大变形量达到了60mm，顶底板变形量达到了511mm，其中底板变形占比95%以上，局部煤柱帮底角片落高度达到1m左右，片帮深度200mm左右，对巷帮应采取加强支护。

4)结合动压巷道围岩应力演化规律与变形破坏特征，提出了薄弱环节加强支护的控制思路，制定了合理的动压巷道支护设计，缩小了锚杆间距，增大了肩窝与巷帮底角的护表面积，以期为类似条件的动压巷道围岩控制提供一定指导。