鮑永生

(大同煤礦集團有限責任公司 馬脊梁煤礦，山西 大同 037000)

綜放開采具有巷道掘進率低、功效高、大功率采運設備易于高效運轉等優(yōu)勢，能夠最大限度地實現(xiàn)工作面的高產(chǎn)高效[1-3]。然而，綜放高強度回采勢必引起巷道圍巖的不穩(wěn)定、礦壓顯現(xiàn)強烈等問題。特別是毗鄰采空區(qū)的回采巷道超前范圍內來壓特別強烈，嚴重制約了綜放工作面的高產(chǎn)高效[4-5]。

對于控制巷道的圍巖變形，專家學者進行了諸多的探索與實踐?？导t普等[6-7]提出采用高預應力、強力錨桿與錨索支護技術控制巷道強烈變形；柏建彪、何富連等[8-9]通過構建力學模型、FLAC數(shù)值模擬，提出采用加強巷道頂板支護將巷道頂板巖層壓力轉移至巷道圍巖深處；還有一些學者[10-12]致力于通過主動卸壓控制巷道圍巖變形。然而由于巷道圍巖性質、地質與開采條件的差異性，各種圍巖控制方案均存在局限性，對于特定條件下的巷道圍巖賦存特點及圍巖變形特征，需采取針對性的巷道圍巖控制方案。

本文以馬脊梁礦8103工作面為工程背景，針對5103臨空巷道在回采過程中出現(xiàn)單體支柱折損、鋼帶變形斷裂、巷道變形嚴重等現(xiàn)象，采用FLAC數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測分析5103巷道圍巖變形的特征，提出“APR+PRS”的臨空巷道圍巖控制方案，即主動卸壓(Active Pressure Relief)+被動加強支護(Passivity Reinforce Support)。主動卸壓包括：頂板水壓致裂、煤體大直徑卸壓鉆孔、CO2底板致裂；被動加強支護包括：增加單體支設密度、巷道內加支木垛。最后通過來壓步距、支架工作阻力、巷道表面位移驗證“APR+PRS”臨空巷道圍巖控制方案的有效性。

1 工作面概況

馬脊梁礦8103工作面埋深409～490m，煤層厚度5.1～7.8m，平均7.01m。煤層傾角2～5°，平均2.5°。工作面走向長度2010.5m，傾斜長度239.4m；5103巷道規(guī)格為：寬5.1m×高3.5m。該工作面南西方向為已回采的8101工作面采空區(qū)，8103與8101工作面煤柱寬度為30m。煤層頂?shù)装迩闆r如表1所示，8103工作面示意如圖1所示。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

圖1 8103工作面示意

5103巷與8101工作面采空區(qū)相鄰，回采推進過程中巷道頂板下沉、底板鼓起、支護破壞，給回采、通風帶來了困難，極大地限制了工作面的高產(chǎn)高效。

2 臨空巷道圍巖變形特征

2.1 FLAC2D數(shù)值模擬

參照馬脊梁礦8103工作面地質條件，建立FLAC2D數(shù)值模擬，煤層及頂?shù)装鍘r層力學參數(shù)如表2所示。分別在5103巷道頂?shù)装?、兩幫設置監(jiān)測點，監(jiān)測巷道在掘進、回采過程中變形量。運算至平衡狀態(tài)后，應力云圖如圖2所示。掘進過程中，巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平孔畲笾捣謩e為：170，70mm；回采過程中，巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平孔畲笾捣謩e為：2000，800mm。與掘進過程中相比，在回采過程中，5103臨空巷道圍巖變形顯著。

表2 煤層及頂?shù)装鍘r層力學參數(shù)

圖2 垂直應力分布

2.2 5103臨空巷道圍巖變形實測

采用“十字監(jiān)測法”監(jiān)測巷道斷面位移。在5103巷道超前50m范圍內設置10個監(jiān)測點，監(jiān)測巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平?。?103工作面回采至100，150，200，250m時，5103巷道表面位移監(jiān)測曲線如圖3所示。

圖3 5103巷道表面位移監(jiān)測結果

當回采至100m時，5013巷道超前25m范圍圍巖發(fā)生變形，頂?shù)装逡平孔畲鬄?10mm，兩幫最大變形位移為450mm，如圖3(a)。當回采至距切眼250m時，即工作面的“見方”位置，5103巷超前50m范圍圍巖發(fā)生變形，頂?shù)装逡平孔畲鬄?500mm，兩幫最大變形位移為800mm。如圖3(d)所示。

通過FLAC數(shù)值模擬、巷道表面位移實測結果發(fā)現(xiàn)：8103工作面回采過程中，5103巷道圍巖變形嚴重，頂?shù)装逡平孔畲筮_到1500mm，兩幫移近量最大800mm，影響范圍為超前50m，嚴重區(qū)域為超前30m范圍。

2.3 5103臨空巷道圍巖變形主要原因分析

(1)8103工作面回采后垮落步距大，回采超前支承壓力及采動動壓對超前支護段影響強烈。

(2)8103工作面后部采空區(qū)基本頂懸頂產(chǎn)生的超前支承壓力影響。

(3)8101工作面采空區(qū)懸頂因8103工作面采動影響失穩(wěn)斷裂而產(chǎn)生迭加動壓影響。

3 臨空巷道圍巖變形控制

3.1 頂板水力致裂

根據(jù)8103工作面煤層及頂板巖層的分布及5103巷道周圍煤層的開采情況，確定水力致裂鉆孔布置方案，如圖4所示。

圖4 5103巷道頂板水力致裂示意

在8103工作面5103巷超前工作面180m，垂直于煤柱側巷幫，距底板2.5m處以仰角23°斜向8101采空區(qū)方向施工一排水力致裂鉆孔，鉆孔深度26.6m，鉆孔間距14m，用以控制側向支承壓力的影響。同時，在靠近煤壁側巷幫，距底板2.5m處以仰角45°(沿工作面方向)偏角34°(偏向8103工作面)施工鉆孔，鉆孔深度23.5m，鉆孔間距14m，控制本工作面超前支承壓力的影響。

水力致裂過程中，監(jiān)測臨近致裂孔出水情況，由此判斷鉆孔間距的合理性。致裂過程中，均能從鄰近鉆孔看到有水流出，水力裂縫可以擴展至鄰近鉆孔，說明鉆孔間距的合理性。致裂過程中監(jiān)測水壓變化情況，如圖5所示。致裂壓力最大為37.5MPa，裂縫擴展壓力為27.5～35MPa。致裂過程中，壓力變化較為平穩(wěn)，表明頂板巖層完整，有利于水力裂縫大范圍擴展，能夠有效地弱化、分割頂板巖層。水力致裂后頂板裂隙效果如圖6所示，可以看出，割槽成功，達到預期效果。

圖5 致裂壓力變化曲線

圖6 水力致裂后開槽孔形態(tài)

3.2 CO2底板致裂

CO2在低于31℃、壓力大于7.35MPa時以液態(tài)形式存在，而超過31℃時，CO2狀態(tài)由液態(tài)瞬變?yōu)闅鈶B(tài)。在致裂器儲液管內充裝液態(tài)CO2，使用起發(fā)器引發(fā)激發(fā)裝置，使液態(tài)CO2瞬間被氣化并產(chǎn)生高壓。其高壓在致裂孔附近形成破碎區(qū)，并滲透進一步擴展裂隙。隨著時間推移，CO2氣體運移至裂隙內形成氣楔，其劈裂作用使得裂隙二次發(fā)育和擴展形成裂縫，對巖體進行致裂破壞。

致裂鉆孔布置方法：距巷道煤柱幫2m，施工一排底板卸壓鉆孔，鉆孔間距為5.0m，鉆孔直徑65mm。鉆孔朝向工作面，與巷道垂直方向的夾角為30°，眼斜深5.8m，垂深5m，5103巷CO2底板致裂鉆孔如圖7所示。

圖7 CO2底板致裂鉆孔

4 方案效果檢驗

4.1 周期來壓步距

8103工作面來壓特點為中部先來壓，然后頭尾來壓。周期來壓步距25m左右，工作面尾部來壓持續(xù)時間長，工作阻力較大，安全閥開啟頻繁。從550m實施上述方案后，工作面來壓步距顯著減小。如圖8所示。

圖8 來壓步距變化曲線

4.2 工作面支架工作阻力

通過分析8103工作面支架工作阻力，驗證“APR+PRS”巷道圍巖控制方案的有效性。通過分析數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn)：實施方案前支架工作阻力大部分集中在8000～9000kN，占總數(shù)的55%；實施“APR+PRS”方案后支架工作阻力在8000～9000kN所占比例下降9.76%，支架工作阻力在7000～8000kN所占比例下降4.64%，如圖9所示。

圖9 液壓支架工作阻力區(qū)間

4.3 巷道頂?shù)装逡平颗c兩幫移近量分析

5103巷道實施“APR+PRS”方案后，為了更好地檢驗圍巖變形控制方案的有效性，在5103巷道布置10個測點觀測實施方案后巷道表面變形位移曲線，如圖10所示。頂?shù)装逡平繙p少42%，兩幫移近量減少40%。巷道變形區(qū)域由超前30m變?yōu)槌?5m。保證了5103巷道的正常使用，實現(xiàn)了綜放工作面的高產(chǎn)高效。

圖10 5103巷道表面位移

5 結 論

(1)采用FLAC數(shù)值模擬，頂?shù)装逡平孔畲筮_到2000mm，兩幫移近量最大800mm，巷道表面位移實測，結果發(fā)現(xiàn)：8103工作面回采過程中，5103巷道圍巖變形嚴重，頂?shù)装逡平孔畲筮_到1500mm，兩幫移近量最大800mm，影響范圍為超前50m，嚴重區(qū)域為超前30m范圍。

(2)提出“APR+PRS”的臨空巷道圍巖控制方案，即主動卸壓+被動加強支護。主動卸壓包括：頂板水壓致裂、CO2底板致裂等；被動加強支護包括：增加單體支設密度、巷道內加支木垛。

(3)通過周期來壓步距、支架工作阻力、巷道表面位移監(jiān)測驗證“APR+PRS”臨空巷道圍巖控制方案的有效性。工作面來壓步距顯著減小、支架工作阻力在8000～9000kN所占比例下降9.76%、頂?shù)装逡平繙p少42%、兩幫移近量減少40%、巷道變形嚴重區(qū)域由超前30m變?yōu)槌?5m。

(4)“APR+PRS”的臨空巷道圍巖控制方案

有效地控制了臨空巷道的圍巖變形，此方案已廣泛應用于馬脊梁礦其他綜放回采工作面。

[1]董正坤，馮宇峰，林來彬，等.特厚煤層綜放開采側方臨空覆巖空間結構運動規(guī)律及煤柱寬度研究[J].煤礦開采，2015，20(6)：6-9.

[2]張宏偉，朱志潔，霍利杰，等.特厚煤層綜放開采覆巖破壞高度[J].煤炭學報，2014，39(5)：816-821.

[3]于 斌，朱衛(wèi)兵，高 瑞，等.特厚煤層綜放開采大空間采場覆巖結構及作用機制[J].煤炭學報，2016，41(3)：571-580.

[4]于 斌，劉長有，劉錦榮.大同礦區(qū)特厚煤層綜放回采巷道強礦壓顯現(xiàn)機制及控制技術[J].巖石力學與工程學報，2014，33(9)：1863-1871.

[5]于 斌，劉長友，楊敬軒，等.大同礦區(qū)雙系煤層開采煤柱影響下的強礦壓顯現(xiàn)機制[J].煤炭學報，2014，39(1)：40-46.

[6]康紅普，王金華，林 健.高預應力強力支護系統(tǒng)及其在深部巷道中的應用[J].煤炭學報，2007，32(12)：1233-1238.

[7]康紅普，林 健，吳擁政.全斷面高預應力強力錨索支護技術及其在動壓巷道中的應用[J].煤炭學報，2009，34(9)：1153-1159.

[8]張 煒，張東升，陳建本，等.孤島工作面窄煤柱沿空掘巷圍巖變形控制[J].中國礦業(yè)大學學報，2014，43(1)：36-42.

[9]張廣超，何富連.大斷面強采動綜放煤巷頂板非對稱破壞機制與控制對策[J].巖石力學與工程學報，2016，35(4)：806-818.

[10]王 濤，由 爽，裴 峰，等.堅硬頂板條件下臨空煤柱失穩(wěn)機制與防治技術[J].采礦與安全工程學報，2017，34(1)：54-59.

[11]王 宇，鄧廣哲，沈 超.綜放工作面堅硬厚煤層注水軟化工藝與效果分析[J].煤礦安全，2013，44(10)：176-178.

[12]于 斌，段宏飛.特厚煤層高強度綜放開采水力壓裂頂板控制技術研究[J].巖石力學與工程學報，2014，33(4)：778-785.