采动影响下沿空掘巷时机确定及围岩控制研究

马　伟

(霍州煤电集团 辛置煤矿，山西　霍州　031412)

沿空掘巷即在上区段工作面回采完后，待覆岩运动稳定，沿采空区边缘留设5～10 m窄煤柱掘进下区段工作面回采巷道。沿空掘巷一般选取侧向支承压力应力降低区域进行掘进，将沿空巷道布置于围岩应力降低区域，巷道围岩控制相对容易，采取合理的支护措施可使巷道在掘进及本区段工作面回采期间保持较小的围岩变形量。窄煤柱护巷较宽煤柱护巷可节约更多煤炭资源，较沿空留巷技术工艺简单，支护容易，由于其独特的工艺技术优势而广泛应用于煤矿生产中[1-2].然而传统的沿空掘巷需待覆岩运动稳定后进行，造成采掘衔接紧张现象，尤其在一井一面的生产矿井该弊端更为明显，而在上区段工作面回采时进行本区段工作面回采巷道掘进方式可有效缓解上述现象，因此该方法受到更多生产矿井的认同。

1　工程概况

某矿主采9#煤，9#煤赋存稳定，为全区可采煤层，煤层埋深为310～420 m，9#煤平均厚3.2 m，煤层直接顶为2.8 m泥岩，老顶为9.7 m厚中粒砂岩。该矿为一井一面单翼开采，为解决矿井采掘衔接紧张问题，需要在0912工作面回采完成前将0913工作面回采巷道掘好，因而试验巷道选为0913工作面回风顺槽，即在0912工作面回采的同时进行0913工作面回风顺槽的掘进。0913回风顺槽沿9#煤层顶板掘进，巷道高3.2 m、宽5.2 m，0 912工作面倾斜长200 m，走向长1 100 m，采掘工程平面图见图1.

图1　采掘工程平面图

2　迎回采面沿空掘巷技术简介

迎回采面沿空掘巷即下区段工作面顺槽掘进与上区段工作面回采相向进行，二者中间留设区段窄煤柱，沿空巷道掘进阶段受到上区段工作面顶板破断失稳、旋转变形及再次稳定的全过程动压影响，巷道掘成后同时受下区段工作面回采超前采动应力影响，受到2次采动影响，巷道围岩变形较大，支护困难。

迎回采面沿空掘巷根据巷道受采动应力影响的剧烈程度及巷道掘进时间与空间关系可分为沿实体煤掘巷、迎工作面掘巷、沿采空区掘巷3个阶段。沿实体煤掘巷阶段即：留设窄煤柱后，巷道在实体煤内掘进，巷道两帮分别为实体煤和窄煤柱，沿空巷道距离上区段工作面迎头较远，因而受到上区段工作面回采动压影响较小，巷道围岩变形量及变形速度均较小，巷道维护容易。迎工作面掘巷阶段即：沿空巷道在上区段工作面采动超前支承压力影响范围内掘进，该种情况下影响沿空巷道稳定性主要是上覆岩层大结构断裂后形成的弧形三角块结构，该结构的回转下沉失稳变形是引起巷道围岩变形量增加的直接原因。沿采空区掘巷阶段即：沿空巷道在上区段工作面采空侧掘进，该阶段弧形三角块一端为采空区矸石，另一端为实体煤，弧形三角块的缓慢下沉继续影响着沿空掘巷围岩控制[3-4].

沿空掘巷覆岩结构模型见图2，迎回采面沿空掘巷除需考虑窄煤柱留设宽度外还需对掘巷时机及支护结构进行综合考虑。

图2　沿空掘巷覆岩结构模型图

3　沿空掘巷窄煤柱宽度确定

合理的煤柱宽度起到维护巷道稳定性及隔绝采空区瓦斯的作用，煤柱过窄在强动压影响下会发生破碎或塑形变形，巷道围岩变形严重，而煤柱过宽则浪费煤炭资源，合理的窄煤柱宽度计算示意图见图3[5-6].

图3　煤柱宽度计算示意图

(1)

式中：

x1—0912工作面回采后形成的塑性区宽度，其值按式(2)计算；

x2—锚杆支护有效长度，m，取1.8～2.4；

x3—考虑强动压影响下煤柱的安全系数，按0.2(x1+x2)计算。

(2)

式中：

m—煤层采高，m，取3.0；

λ—侧压系数，取0.33；

φ0—煤层内摩擦角，(°)，取20°；

C0—煤柱与顶底板交界处的黏聚力，MPa，取2.0；

K—集中应力系数，取3.0；

γ—上覆岩层平均容重，kN·m3，取25；

H—巷道埋深，m，取400；

Px—煤柱采空区一侧的支护阻力，MPa，取0.1.

由公式(1)和(2)计算可得B=4.58～5.23 m，因此理论确定煤柱宽度取5 m.

4　沿空掘巷掘进时机确定

根据该矿的工程地质条件建立FLAC3D数值模拟模型，模拟0913工作面回风顺槽迎0912回采工作面掘进，模型大小为长150 m×宽200 m×高52 m，0912工作面长度100 m，两条顺槽宽均取5.0 m，0913工作面回风顺槽宽取5.0 m，煤柱宽度按5 m取，整个模型共计有274 000个单元，295 000个节点。模型水平方向、前后边界及底部位移固定，在模型上边界施加-9.87 MPa应力，模拟上覆岩层载荷，选用Mohr-Coulomb本构模型，模型中各煤岩层参数见表1.

表1　煤岩层物理力学参数表

本次模拟计算过程如下：工作面及巷道开挖以10 m为一个循环，0912工作面循环回采80 m→0912工作面回采10 m→0913回风顺槽迎采面掘进10 m→......→0912工作面回采至200 m、0913回风顺槽掘进至120 m→0913回风顺槽掘进至200 m，除0912工作面循环回采80 m需计算到平衡外，以后每次开挖后计算2 000步以模拟动压影响下的巷道掘进，在0913回风顺槽掘进迎头布置测面，用以记录0912工作面回采过程中引起的沿巷道轴向应力分布及采空侧实体煤内侧向应力分布影响范围，共计设置6个测面，0912工作面前方0 m、20 m处设置两个测面，0912工作面后方设置10 m、30 m、40 m、60 m四个测面，通过模拟计算可得0912工作面采空侧实体煤内部侧向应力分布见图4.

图4　0912工作面采空侧实体煤侧向应力分布图

由图4可知，随着0912工作面的回采，在0912工作面前方及后方侧向实体煤内部均出现一定程度的应力集中现象，受覆岩不稳定运动影响，工作面后方峰值应力及应力集中系数普遍大于工作面前方，工作面前方峰值应力为24.9～28.7 MPa，工作面后方峰值应力为18.2～32.5 MPa.6个侧面内应力分布均呈现先增高再下降的趋势，距采空区边缘0～10 m为应力降低区域，该区域内垂直应力均低于原岩应力；距采空区边缘10～40 m为应力增高区域，在距采空区边缘15～17 m达到峰值应力；距采空区边缘40 m外为应力缓减区域，该区域应力开始缓慢减小至原岩应力。

通过图4可知，沿空掘进巷道迎头距离回采工作面前方20 m到后方60 m采空侧煤体内垂直应力集中系数较大，为研究0913回风顺槽受0912工作面回采动压影响范围，在0913回风顺槽轴向设置侧面，将轴向各测点的峰值应力绘制成图5.

由图5可知，0913回风顺槽掘进至距0912工作面47 m时，进入采动影响范围，垂直应力迅速增大，在到达0912工作面后方16 m处达到峰值应力33.6 MPa，此后由于0912工作面回采后覆岩不稳定运动及0913回风顺槽掘进引起巷道轴向应力的曲线变化，随着0913回风顺槽掘进面远离0912回采工作面，应力影响逐渐减弱，在距离0912回采面后方104 m后围岩应力趋于稳定，由此可以看出，0913回风顺槽掘进迎头在距离0912工作面前方47 m至后方104 m，受覆岩运动动压影响剧烈，且峰值应力为距离0912工作面后方16 m处。

图5　0913回风顺槽轴向应力峰值分布图

通过上述数值模拟研究，得出了0912工作面回采引起的围岩应力波动范围，为了避免0913回风顺槽掘进应力与0912工作面回采应力叠加引起巷道围岩变形过大，支护难度增加，采用分段掘进方式，如图6中J1J2段，0913回风顺槽掘进与0912工作面回采同时进行，当0913回风顺槽掘进迎头距离0912工作面70 m(数值模拟中二者相距47 m时进入动压影响范围，考虑1.5的富裕安全系数)时停止掘进，当0912工作面回采超过0913回风顺槽掘进面150 m(数值模拟中0912工作面回采过后，其后方104 m范围内覆岩运动仍较剧烈，考虑1.5的富裕安全系数)后，0913回风顺槽继续沿0912工作面采空区掘进。

图6　工作面采掘空间平面图

5　沿空巷道支护及矿压观测

1) 巷道支护。

针对J1J2段和J2J3段0913回风顺槽掘进所处不同围岩受力变形情况，采取不同支护技术措施。

J1J2段支护情况。锚杆支护：顶板布置8根d20 mm×L2 400 mm材质为HRB335的左旋螺纹钢锚杆，左右两帮各布置5根d20 mm×L2 400 mm材质为HRB335的左旋螺纹钢锚杆，顶锚杆和帮锚杆间排距均为700 mm×700 mm，顶板及两帮角锚杆与水平或竖直方向呈20°布置，其余锚杆均与顶或帮垂直布置，每根锚杆配合CK2335和Z2360树脂锚固剂各一支。锚索支护：在巷道顶板两排锚杆中间布置两根d17.8 mm×L7 300 mm锚索，顶锚索间排距为2 400 mm×1 400 mm，每根锚索配合1支CK2335和2支Z2360树脂锚固剂，顶锚索垂直于巷道顶板布置，支护示意图见图7.

图7　0 913回风顺槽J1J2支护示意图

J2J3段支护情况。所选锚杆及锚索材质与J1J2段相同，顶板布置7根锚杆，顶锚杆间排距为800 mm×800 mm，两帮各布置4根锚杆，帮锚杆间排距为900 mm×800 mm，顶板布置2根锚索，锚索间排距为2 400 mm×2 400 mm，支护示意图见图8.

图8　J2J3段支护示意图

对0913回风顺槽J1J2和J2J3段围岩变形情况进行矿压观测：J1J2段掘成后受到0912工作面采空应力影响，巷道围岩变形量较大，巷道两帮移近量约为510 mm，窄煤柱帮较实体煤帮变形量较大，顶底板相对移近量约为680 mm，主要为巷道底鼓变形。为控制变形，在J1J2段掘成后在巷道内打液压单体支柱并配合π型钢梁支护，每排打2根支柱，排距1.0 m.J2J3段处于巷道围岩应力相对稳定的0912工作面采空区后方，越往后掘应力环境越稳定，相当于传统普通沿空掘巷。

2) 矿压观测。

在巷道内建立矿压观测站，根据矿压观测结果绘制迎采掘进J2J3段巷道围岩变形曲线，见图9，沿空掘进J2J3段巷道围岩变形曲线见图10.由图9可知，0913回风顺槽迎头距离相邻工作面-60～0 m时，受到超前动压影响，顶底板移近量达到211 mm，两帮移近量达到118 mm，当距相邻工作面0～150 m时，受到不稳定老顶剧烈活动的影响，顶底板累计移近量达到623 mm，两帮累计移近量达到450 mm.由图10可知，0913回风顺槽沿空掘进期间，在0～150 m受采空区覆岩运动影响，围岩变形剧烈，两帮移近量达到204 mm，顶底板移近量达到132 mm，此后变形趋于稳定。总体来说，巷道围岩变形处于可控范围。

6　结　论

1) 迎回采面沿空掘巷受到工作面回采动压影响，因此除需考虑窄煤柱留设宽度外还需对掘巷时机及支护结构进行综合考虑。

2) 通过理论计算得合理的窄煤柱宽度为5 m.

3) 通过数值模拟可知，0913回风顺槽掘进迎头在距离0912工作面前方47 m至后方104 m，受覆岩运动动压影响剧烈。因此，当0913回风顺槽掘进迎头距离0912工作面70 m时停止掘进，当0912工作面回采超过0913回风顺槽掘进面150 m后，0913回风顺槽继续沿0912工作面采空区掘进。

图9　0913回风顺槽迎采掘进J1J2段巷道围岩变形量曲线图

图10　0913回风顺槽沿空掘进J2J3段巷道围岩变形量曲线图

4) 对J1J2段和J2J3段采区分段采用不同支护方式，J1J2段由于矿压显现明显，需要加强支护，通过矿压观测，两段围岩变形均处于可控范围。

[1]张科学,张永杰,马振乾,等. 沿空掘巷窄煤柱宽度确定[J]. 采矿与安全工程学报,2015,32(03):446-452.

[2]王成,韩亚峰,杜泽生,等. 沿空掘巷围岩控制技术的发展与展望[J]. 煤矿开采,2014,19(04):1-4.

[3]李磊,柏建彪,王襄禹. 综放沿空掘巷合理位置及控制技术[J]. 煤炭学报,2012,37(09):1564-1569.

[4]郑西贵,姚志刚,张农. 掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J]. 采矿与安全工程学报,2012,29(04):459-465.

[5]王猛,柏建彪,王襄禹,等. 迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术[J]. 采矿与安全工程学报,2012,29(02):197-202.

[6]刘增辉,高谦,华心祝,等. 沿空掘巷围岩控制的时效特征[J]. 采矿与安全工程学报,2009,26(04):465-469.