王想君，陳登紅，2，3，華心祝，2，3，呂情緒，高 亮

(1.安徽理工大學，安徽 淮南 232001；2.深部煤礦采動響應與災害防控國家重點實驗室，安徽 淮南 232001；3.安徽理工大學 特殊開采研究所，安徽 淮南 232001；4.國家能源集團神東煤炭集團有限責任公司，陜西 神木 719315；5.國家能源集團神東煤炭集團布爾臺煤礦，內蒙古 鄂爾多斯 017209)

開采多煤層的礦井，由于上層煤開采時留設了斷層煤柱、邊界煤柱、上下山煤柱和區(qū)段煤柱等，導致下層煤開采時，存在不規(guī)則的應力集中區(qū)域，對下伏煤層回采巷道的布置和維護產生重要影響，極易誘發(fā)下伏巷道圍巖變形失穩(wěn)、采場大規(guī)模片幫、冒頂?shù)葎×业V壓顯現(xiàn)[1-4]。近年來，神東深部礦區(qū)開采過程中伴隨著強烈的礦壓顯現(xiàn)，嚴重制約了礦井的安全高效生產[5-7]。針對不同的工程地質條件，我國學者展開了大量研究，許磊等[8]采用數(shù)值模擬和理論計算得到了遺留煤柱底板偏應力場分布規(guī)律，在巷道圍巖穩(wěn)定控制的工程實踐中得到了應用；方新秋等[9]研究了下層煤回采巷道在遺留煤柱及本煤層工作面動壓影響下的失穩(wěn)機制；李春元等[10]研究了下伏煤層開采前后上覆遺留區(qū)段煤柱對底板應力的擾動演化機制，計算分析了遺留煤柱區(qū)域下伏煤層開采的擾動寬度范圍；郭放等[11]研究了上覆已采煤層留設煤柱和采空區(qū)下開采時礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，并為下伏煤層的安全開采提供了借鑒和指導；張明等[12]針對多煤層擾動底板巷道變形時空規(guī)律分析，并提出對應的控制思路。綜上，當前學者們對遺留煤柱下方、多次采動等條件下的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及圍巖控制有較好的研究，而對于多煤柱底板疊加高應力和多次采動雙重影響下的巷道穩(wěn)定性影響規(guī)律研究較少。

針對神東布爾臺煤礦42煤一盤區(qū)42105、42106工作面回采時，出現(xiàn)了不同程度的強礦壓顯現(xiàn)，誘發(fā)了工作面采場煤壁片幫、超前巷道底鼓，單體支護損毀嚴重等現(xiàn)象[13]。以類似條件的二盤區(qū)42202輔運巷在遺留煤柱下方先后經歷巷道掘進、42201工作面一次回采、42202工作面二次回采影響下的巷道穩(wěn)定性分析為工程背景，采用理論分析確定上覆遺留煤柱影響范圍，并數(shù)值模擬獲得上覆遺留煤柱和多次采動影響雙重作用下的圍巖應力和塑性區(qū)演化規(guī)律，提出了巷道圍巖穩(wěn)定性協(xié)調控制方案，現(xiàn)場應用效果良好。

1 工程概況與數(shù)值模型

1.1 工程概況

神東礦區(qū)布爾臺煤礦地質構造簡單，以單斜構造為主，地層傾角平緩，無斷層發(fā)育。煤礦地層中含9個可采煤層，目前主采22煤層和42煤層。22煤層均厚3m，平均埋深300m，采用綜合機械化一次采全高回采工藝；42煤層均厚6.12m，平均埋深368m，采用綜合機械化放頂煤回采工藝，上下兩層煤的煤層傾角均為1°～3°，屬于近水平煤層，煤層之間的垂直距離平均約為68m。42202工作面布置在42煤二盤區(qū)，煤厚5.38～7.18m，工作面長度320m，沿煤層走向推進，沿煤層底板回采。上覆22煤層22201與22202兩工作面現(xiàn)已回采完畢，中間留有20m區(qū)段護巷煤柱，受地面公路的影響，回采22202工作面時進行跳采，從而留有70m的(傾向)跳采煤柱，兩遺留煤柱在空間上呈互相垂直的T形分布，如圖1所示。42202工作面輔助運輸巷的布置與上覆20m區(qū)段護巷煤柱呈外錯布置，外錯水平間距為51m，巷道沿走向經過上覆70m跳采煤柱下方，如圖2所示。

圖1 22煤與42煤工作面平面布置

圖2 22煤與42煤工作面空間布置

42202輔運巷采用單巷掘進，一次成巷，斷面寬×高=5400mm×3800mm。相隔25m區(qū)段煤柱與42201運輸巷平行布置。根據(jù)已掘巷道經驗類比，確定巷道基本支護形式為頂板采用“左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+焊接網+錨索+π型鋼帶”聯(lián)合支護，左旋無縱筋螺紋鋼錨桿規(guī)格為?22mm×2200mm，矩形布置每排6套，錨桿間排距1000mm×1000mm；錨索規(guī)格為?22mm×8000mm，矩形布置每排3套，間排距2100mm×2000mm。實體煤幫采用“玻璃鋼錨桿+雙層高強度塑料網+木托盤”聯(lián)合支護，玻璃鋼錨桿規(guī)格為?22mm×2100mm，矩形布置每排5套，錨桿間排距800mm×1000mm。煤柱幫采用“螺紋鋼錨桿+菱形網+木托盤”聯(lián)合支護，螺紋鋼錨桿規(guī)格為?18mm×2100mm，矩形布置每排5套，錨桿間排距800mm×1000mm。

1.2 數(shù)值模型建立

為呈現(xiàn)42202輔運巷受擾動后穩(wěn)定的具體情況，以22煤層工作面和42煤層工作面為工程背景，依據(jù)FLAC3D建模原則，采用摩爾-庫倫屈服準則判斷巖體的破壞，建立三維數(shù)值模擬，模型x方向770m，y方向600m，z方向168m，x方向為工作面傾向，y方向為工作面走向。模型前方、后方、左方、右方和下方均采用固定位移來限定邊界，根據(jù)地應力實測，模型上方施加6.8MPa垂直應力模擬上覆巖層自重，各巖層力學參數(shù)見表1。

表1 模型各層物理力學參數(shù)

模擬多次采動影響步驟主要分為三步：①巷道掘進；②42201工作面一次回采；③42202工作面二次回采。分別對上覆遺留70m跳采煤柱下前、中、后不同位置處的42202輔運巷圍巖應力、塑性區(qū)演化過程進行研究，模擬前需研究遺留煤柱底板應力擾動范圍，并設置相關測站。

2 淺埋遺留煤柱對底板的影響范圍分析

2.1 遺留煤柱對底板影響范圍的理論分析

上覆22煤采出后，采空區(qū)及底板巖層原巖應力狀態(tài)被打破，回采空間周圍巖層應力重新分布，煤柱下方巖層受煤柱所傳遞支承壓力的影響勢必產生應力增高區(qū)[14]，在應力增高區(qū)內掘進巷道，將會引起巷道頂板垂直應力的急劇釋放，同時會加大巷道肩部及兩幫的應力集中，成為影響下伏煤層回采巷道穩(wěn)定和維護的重要因素[15，16]，為研究遺留煤柱的應力傳遞疊加影響，對煤柱體受力特征進行分析，如圖3所示。

根據(jù)圖3幾何關系，應力增高范圍S可表示為：

S=L+2h×tanα

(1)

式中，h為兩煤層的層間距，m；L為遺留區(qū)段煤柱寬度，m，α為煤柱兩側的應力傳遞角，(°)。

由圖2可知，22煤層與42煤層之間距離約為68m，α一般為25°～55°，帶入式(1)得到：20m(走向)區(qū)段護巷煤柱對下伏煤層的影響范圍為83.4～214.2m，70m(傾向)跳采煤柱對下伏煤層的影響范圍為133.4～264.2m。

2.2 遺留煤柱對底板影響范圍的模擬驗證

通過FLAC3D數(shù)值模擬得到煤柱下方煤層較原巖應力增加的區(qū)域即為應力升高區(qū)，并且模擬結果表明：T形分布的遺留煤柱在疊加影響區(qū)較非疊加影響區(qū)的影響范圍大，而42202輔運巷布置在距上覆區(qū)段護巷煤柱水平距離51m位置，處于疊加影響范圍內，如圖4所示。在非疊加影響區(qū)域，20m(走向)區(qū)段護巷煤柱、70m(傾向)跳采煤柱對下伏煤層傾向、走向的影響范圍分別達85m、136m左右，如圖5(a)、(b)，而在疊加影響區(qū)域內應力擾動范圍明顯升高，傾向、走向上分別可達105m、170m左右，如圖6(a)、(b)，與理論計算結果較為一致。

圖4 遺留煤柱下方應力疊加與非疊加影響區(qū)

圖5 非疊加影響區(qū)遺留煤柱底板應力云圖

圖6 疊加影響區(qū)遺留煤柱底板應力云圖

為了考慮再現(xiàn)應力從漸變到突增過程的影響，確定42202輔運巷受多次采動的影響研究范圍為190m，并以70m跳采煤柱正下方為0點位置，按巷道軸向的水平距離不同分別設置-95m、-65m、-35m、0m、35m、65m、95m共7個測站，在此基礎上對多次采動過程中巷道圍巖穩(wěn)定性展開研究，測站布置如圖7所示。

圖7 測站布置

3 深部多次采動巷道穩(wěn)定性影響規(guī)律模擬研究

3.1 多次采動影響巷道圍巖應力演化過程

巷道掘進、42201工作面一次回采、42202工作面二次回采超前(超前5m)影響期間42202輔運巷各個測站處的兩幫垂直應力分布曲線如圖8所示。對比發(fā)現(xiàn)：不同擾動階段最大峰值應力均處于跳采煤柱正下方，而隨著遠離煤柱應力集中程度逐漸減小。掘巷期間對煤巖體的擾動程度最小，兩幫應力差約為0～1.9MPa，0m處的應力峰值為20.5MPa，集中系數(shù)為2.14，基本呈對稱分布狀態(tài)。一次回采擾動期間，巷道由于受到鄰近工作面采空區(qū)側向與遺留煤柱底板壓力的雙重作用影響，圍巖應力顯著升高，并且煤柱幫明顯要高于實體煤幫，呈現(xiàn)偏態(tài)非對稱分布特征，最大應力峰值約為32.7MPa；同時，應力集中系數(shù)呈現(xiàn)三段明顯差異化特征：Ⅲ～Ⅳ、Ⅰ及Ⅵ、Ⅱ及Ⅴ范圍內煤柱幫集中系數(shù)分別為3.05～3.41、1.82～2.51、2.32～3.07，實體煤幫為2.47～2.86、1.47～2.06、1.96～2.55。二次回采超前影響期間，巷道經歷長期動壓影響，圍巖應力進一步急劇升高，最大應力峰值較一次回采時增加了26.6MPa達到59.3MPa；兩幫峰值應力集中系數(shù)為2.75～6.18，距巷幫表面4～4.5m，并且在越靠近上覆跳采煤柱正下方應力集中愈強，遠離煤柱應力集中得以緩解，表現(xiàn)為向逐級應力集中轉化的特征，需要考慮區(qū)域針對性卸壓措施來有效控制巷道圍巖穩(wěn)定。

圖8 多次采動影響期間42202輔運巷兩幫垂直應力分布曲線

二次回采期間42202輔運巷在各個測站處的超前支承壓力分布曲線如圖9所示。由于遺留煤柱底板應力疊加影響，超前支承壓力分布特征與單一煤層推進時存在較大差異[17]，分段差異化規(guī)律較突出。當42202工作面進入煤柱前(-95m～-65m)時，壓力峰值約為28.02MPa，距離煤壁約60m～100m，此時峰值的降低幅度比較緩慢，但超前影響范圍較大。當工作面過煤柱中(-35～-35m)時，壓力峰值上升到36.25～39.2MPa左右，集中系數(shù)為3.78～4.08，距離煤壁約10m，峰值的降低幅度隨著工作面推進呈現(xiàn)逐漸升高的趨勢，超前影響范圍降低到100～170m；當工作面出煤柱(65～95m)后時，壓力峰值相對降低到約29.2～32.3MPa，系數(shù)為3.04～3.36，并且超前影響范圍也明顯降低，約為55～70m。

圖9 42202工作面二次回采期間超前支承壓力分布曲線

3.2 多次采動影響巷道塑性區(qū)演化特征

巷道圍巖塑性區(qū)大小是評價圍巖穩(wěn)定性的重要依據(jù)，巷道圍巖控制的根本在于使巷道圍巖塑性區(qū)保持穩(wěn)定及不發(fā)生惡性擴展以至產生冒頂[18]，下面將從多次采動條件下巷道圍巖塑性區(qū)擴展規(guī)律著手分析，以確定圍巖內部嚴重破壞區(qū)域、破壞程度及范圍。巷道掘進、42201工作面一次回采、42202工作面二次回采超前(超前5m)影響期間各個測站處的42202輔運巷圍巖塑性區(qū)演化特征，圍巖主要以剪切破壞為主，頂?shù)装寰植繀^(qū)域存在張拉破壞。掘巷期間圍巖塑性區(qū)范圍較小且基本對稱，兩幫塑性區(qū)深度最大為1.5m，頂?shù)装遄畲鬄?.12m，圍巖破壞均未超出錨桿錨固深度，巷道處于穩(wěn)定狀態(tài)。一次回采擾動較掘巷期間圍巖塑性區(qū)的范圍、形態(tài)產生了顯著的變化，巷道煤柱幫的塑性區(qū)深度由2.5m增加到3m，實體煤幫由1.5m增加到2.5m，頂板右側塑性區(qū)發(fā)育程度明顯大于左側，深度由1.67m增加到2.23m，破壞形態(tài)向非對稱演化，此時局部煤體破壞超出錨桿錨固范圍之外，錨固效果逐漸減弱。二次回采超前影響期間，圍巖塑性區(qū)范圍進一步加劇，煤柱幫塑性區(qū)深度由3.5m增加至4.5m，實體煤幫由3m增加至3.5m，頂板最大可達2.77m，塑性區(qū)大范圍擴展主要發(fā)生在巷道兩幫和頂板右側肩角位置，非對稱演化更加明顯，兩幫及頂板錨桿支護已基本失效。

巷道圍巖塑性區(qū)發(fā)育特征與應力變化趨勢相耦合，兩幫的垂直應力非對稱分布是導致巷道非對稱破壞的主要原因，整體表現(xiàn)為從巷道掘進對稱分布到一次回采時向巷道兩幫、頂板右側非對稱演化，再到二次回采時兩幫不斷非對稱動態(tài)擴展。

為將塑性區(qū)的演化規(guī)律進行量化分析，提取相關網格單元尺寸數(shù)據(jù)，得到塑性區(qū)發(fā)育規(guī)律見表2，表中陰影部分為塑性區(qū)范圍超過錨桿支護體長度，在此定義為“時空危險區(qū)域”，該區(qū)域既說明由巷道圍巖部分到整體處于危險的演變過程，又明顯看出時空兩個維度下非對稱破壞的演化現(xiàn)象，現(xiàn)有支護方案下，其中一次回采擾動期間，0m、35m測站巷道頂板、-35～35m實體煤幫及-95m～95m煤柱幫塑性區(qū)超過錨桿支護體長度0.03～0.9m，二次回采影響期間，頂板、實體煤幫、煤柱幫超過塑性區(qū)寬度0.03～0.57m、0.9～1.4m、1.4～2.4m，因此，需要針對性補強支護措施，才能確保安全高效生產。

表2 多次采動影響期間42202輔運巷圍巖塑性區(qū)演化特征值

4 協(xié)調控制對策與實施效果

4.1 水力壓裂卸壓方案

針對采動過程中高應力區(qū)域，采用單孔多次壓裂技術，對頂板巖層實施單孔多次壓裂，通過壓裂頂板巖層，削弱頂板的強度和整體性，減弱頂板巖層的應力集中程度。此外，在壓裂過程中，隨著水力裂縫的大范圍擴展，大幅減小頂板巖層賦存的高應力，釋放巖層中儲存的彈性能，從根本上緩解巷道變形[19]。

針對42202輔運巷過遺留煤柱下方及強礦壓區(qū)段采取鉆孔卸壓，其具體技術措施為：沿巷道走向幫部單側壓裂鉆孔間隔分別為15m，兩側相對呈7.5m錯位式布置，鉆孔長度為45m，傾角55°，壓裂過程中，可根據(jù)鉆孔壓裂情況調整壓裂參數(shù)，如圖10所示。

圖10 巷道壓裂鉆孔布置與參數(shù)

4.2 超前支護方案

上述研究得到42202輔運巷采動超前影響范圍較大，而加強超前支護距離和提高支護強度是控制多次采動巷道穩(wěn)定性服務期長的有效措施，42202輔運巷超前支護現(xiàn)場采用5組ZQL2×22500/22/38D型超強支架進行支護，總超前支護長度41.0m，實際支撐能力不小于19.8×104kN。

4.3 補強支護方案

巷道在經過一次采動影響后，現(xiàn)場觀測到片幫和支護體失效現(xiàn)象，結合上述研究可知，42202輔運巷受一次回采擾動后的圍巖塑性破壞深度以逐漸超過錨桿錨固范圍，二次回采過程中兩幫錨桿支護已基本失效，需要對兩幫進行補強支護。根據(jù)非對稱支護原理，實體煤幫采用28.6mm×6500mm錨索，配合300mm×300mm×16mm托盤在幫部補打1排錨索，間距2000mm。煤柱幫采用22mm×6500mm錨索，配合4600mm×140mm×8mmπ型鋼帶補打2排錨索，間距2100mm；后在礦壓顯現(xiàn)強烈區(qū)域配合4600mm×140mm×8mmπ型鋼補打一排28.6mm×6500mm錨索，間距2100mm，如圖11所示。

圖11 巷道兩幫補強支護斷面(mm)

4.4 受力變形現(xiàn)場實測

現(xiàn)場對跳采煤柱正下方的42202輔運巷道斷面在二次回采過程中進行了多次全斷面掃描監(jiān)測，巷道變形量隨著工作面的推進沒有發(fā)生明顯變化，這表明所采用的協(xié)調控制方案能夠很好的控制遺留煤柱下方受多次采動影響后的巷道大變形現(xiàn)象，確保了工作面安全高效生產。

5 結 論

1)根據(jù)遺留煤柱對底板應力的擾動傳播規(guī)律，研究得到越靠近呈T形分布遺留煤柱交叉位置區(qū)域，對下伏煤層的應力疊加影響愈強烈，應力擾動范圍越大，并通過數(shù)值模擬驗證了該結論合理。

2)多次采動過程中，巷道兩幫垂直應力表現(xiàn)為從巷道掘進時的應力基本相等到一次回采時的偏態(tài)非對稱分布，再到二次回采時隨著遠離遺留煤柱逐級應力集中轉化降低趨勢，巷道在三次擾動期間最大峰值應力均位于0m處煤柱幫，分別約為20.5MPa，32.7MPa，59.3MPa，集中系數(shù)為2.14，3.41，6.18；二次回采時巷道超前支承壓力系數(shù)及影響范圍隨著工作面過煤柱前、中、后呈明顯三段差異化規(guī)律。

3)巷道圍巖塑性區(qū)經歷了從掘巷對稱分布向一次回采時兩幫、頂板右側非對稱發(fā)育，再到二次回采時向兩幫不斷擴展的動態(tài)非對稱演化過程，并發(fā)現(xiàn)圍巖塑性區(qū)演化的“時空危險區(qū)域”，為差異化補強支護提供了依據(jù)。

4)通過對42202輔運巷現(xiàn)場工業(yè)性試驗，綜合采用水力壓裂卸壓、長距離超前支架支護、巷道兩幫差異化補強支護的一體化協(xié)調控制方案，良好的控制了神東礦區(qū)深部多次采動巷道圍巖變形。