劉 潤，楊瑞剛，王朋飛

(1.國能包頭能源有限責(zé)任公司 萬利一礦，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000；2.太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，山西 太原 030024)

巷道布置位置與巷道圍巖穩(wěn)定性有密切關(guān)聯(lián)，通常情況下巷道布置要避開高應(yīng)力區(qū)，動壓擾動區(qū)。煤層群開采條件下由于上煤層工作面留設(shè)煤柱產(chǎn)生集中應(yīng)力傳導(dǎo)，必然形成高應(yīng)力區(qū)，然而由于采掘條件的限制，部分工況下巷道布置難以避開該高應(yīng)力區(qū)的影響范圍，因此需要對上述情況下的巷道圍巖受力特征進行分析，確定巷道圍巖受力環(huán)境，給出支護對策[1-6]。

現(xiàn)階段國內(nèi)外學(xué)者對煤層群開采條件下的巷道布置及應(yīng)力分布規(guī)律進行了大量研究。李福勝[7]應(yīng)用UDEC數(shù)值模擬軟件和FLAC3D數(shù)值模擬軟件模擬分析了不同亞關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)和基載比下的工作面頂板垮落形態(tài)和煤巖體應(yīng)力分布及變形破壞角度。蔣金泉等[8]針對跨采巷道的礦山壓力特點，建立了反映巷道具體穩(wěn)定性狀態(tài)的圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性指標(biāo)，提供了跨采巷道結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性實用分類與錨桿支護參數(shù)設(shè)計的實用方法。李楊[9]對煤層群開采圍巖應(yīng)力殼時空演化特征進行了系統(tǒng)深入的研究。程志恒等[10]采用相似模擬實驗研究了保護層與被保護層雙重采動影響下圍巖應(yīng)力-裂隙分布與演化特征，對近距離煤層群疊加開采采動應(yīng)力-裂隙動態(tài)演化特征開展了實驗研究。李宏艷等[11]為探索煤層開采過程中上覆巖體應(yīng)力與其滲透性相互耦合特性，開展了煤與瓦斯共采相似模擬實驗研究。魯海峰等[12]對采動底板層狀巖體應(yīng)力分布規(guī)律及破壞進行了深度研究。崔世榮[13]采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對單側(cè)和雙側(cè)采空區(qū)遺留煤柱底板應(yīng)力分布特征進行分析，對近距離煤層回采巷道的合理布置及支護技術(shù)展開了研究。張寶優(yōu)[14]采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，結(jié)合理論分析及數(shù)值模擬計算結(jié)果，對極近距離煤層錯層位巷道的布置方式及圍巖控制技術(shù)進行了研究。賀海鷹[15]對茨溝營煤礦近距離下部煤層回采巷道的布置及支護展開了研究。趙萬亮[16]通過理論計算與數(shù)值模擬相結(jié)合的方式，對三交河煤礦近距離煤層回采巷道布置方式及圍巖控制技術(shù)展開了研究。王志平[17]采用理論分析計算、數(shù)值模擬的研究方法，對工作面回采期間煤層底板及巷道周邊圍巖應(yīng)力的變化規(guī)律進行了研究。張華磊[18]基于彈性力學(xué)，首次應(yīng)用附加應(yīng)力算法分析了采動支承壓力在底板中的傳播規(guī)律，并將采動支承壓力與巷道圍巖應(yīng)力有機結(jié)合在一起，建立了跨采動壓巷道的彈塑性力學(xué)模型，進而運用數(shù)值模擬、相似模擬等研究手段，對采場底板應(yīng)力傳播規(guī)律及其對底板巷道穩(wěn)定性影響研究。孫勝等[19]基于地表滑移線理論，得出了上下層工作面巷道合理內(nèi)錯距。王志強等[20]分析了煤柱寬度對接續(xù)采煤巷道圍巖變形的影響。上述研究重點對區(qū)段間煤柱集中應(yīng)力的分布規(guī)律及巷道與高應(yīng)力區(qū)的錯距進行了探討，但對于錯位工作面產(chǎn)生的邊界煤柱應(yīng)力分布規(guī)律研究較少，同時對于高應(yīng)力區(qū)下的巷道受力特征研究較少。本文以近距離煤層群開采工作面回風(fēng)巷為工程背景，采用現(xiàn)場實測結(jié)合數(shù)值計算的方法，對邊界煤柱應(yīng)力分布規(guī)律及其對31113工作面回風(fēng)巷變形的影響機制進行分析，最終給出合理的圍巖控制方案。

1 工程概況

李家壕煤礦主采煤層為31煤層，煤層平均厚度5.9 m，平均傾角為2°，屬近水平煤層。31煤回采前22煤已開采完畢，22煤共有4個工作面，工作面長度300 m，相鄰工作面間留設(shè)20 m煤柱，與22中113工作面相鄰一側(cè)由于煤層賦存不穩(wěn)定未進行開采，該側(cè)煤柱成為本煤層的邊界煤柱。生產(chǎn)中22中113工作面首先進行回采，之后掘進完成31113回風(fēng)巷，巷道施工完成后對31112工作面開始回采，回采過程中發(fā)現(xiàn)31113工作面回風(fēng)巷發(fā)生大變形，其處于上覆已采2-2煤最后一個工作面22中113工作面邊界煤柱下方，與22中113工作面采空區(qū)外錯距離為21 m，22煤與31煤層間距平均為40 m，31113工作面回風(fēng)巷埋深240 m。工作面空間分布關(guān)系如圖1所示。22中113工作面與31112工作面構(gòu)成外錯布置格局，同時31113工作面回風(fēng)巷位于兩工作面邊界煤柱內(nèi)。

圖1 31113回風(fēng)巷與鄰近工作面的空間位置

2 錯位布置工作面邊界煤柱巷道受力狀態(tài)分析

2.1 數(shù)值模型建立及模擬方案

1)模型的建立。根據(jù)研究區(qū)域頂板鉆孔巖性分布，將模型巖層簡化為12層，建立了尺寸為：1400 m(x)×980 m(y)×300 m(z)的計算模型。工作面所在的22煤層、31煤層為近水平煤層，為便于計算，煤層的傾角設(shè)置為0°，采用雙屈服模型。依據(jù)鉆孔柱狀圖，模擬巖層參數(shù)選取見表1。

表1 模擬巖層參數(shù)選取

2)數(shù)值模擬方案。模擬分為兩種工況進行：第一種工況為確定該巷道發(fā)生大變形破壞時上組煤層的影響作用，對22中煤層單獨開采，分析煤柱下方31113回風(fēng)巷巷道位置的受力特征，分別開挖22中煤層單一工作面及22中煤層多工作面，對比確定當(dāng)巷道處于邊界煤柱下方和區(qū)段煤柱下方時的受力差異性；第二種工況為確定31煤開采時對巷道產(chǎn)生的二次擾動作用，先進行22中113工作面開采，之后再進行31113工作面開采，分析巷道的受力特征。

2.2 上層煤回采巷道受力狀態(tài)分析

由于上下組煤層工作面外錯布置，稱為錯位工作面。上組煤層22中113工作面開采后鄰近工作面未開采，形成邊界煤柱，邊界煤柱產(chǎn)生集中應(yīng)力向下傳遞影響下組煤層巷道布置，因此需要對邊界煤柱應(yīng)力分布狀態(tài)開展研究，為獲取邊界煤柱同以往區(qū)段煤柱集中應(yīng)力在底板傳遞中的差異性，結(jié)合工作面生產(chǎn)情況開展了數(shù)值模擬分析。

邊界煤柱應(yīng)力重分布特征如圖2所示，通過對22中113工作面邊界煤柱應(yīng)力分布狀態(tài)進行分析可知，該煤柱產(chǎn)生的集中應(yīng)力在底板傳遞影響范圍較大，衰減較慢，且應(yīng)力沿斜下方傳遞。 31113回風(fēng)巷布置在上述邊界煤柱的斜下方，受到較大的集中應(yīng)力作用，傳遞至31113回風(fēng)巷的應(yīng)力值達到11 MPa。

圖2 邊界煤柱應(yīng)力重分布特征(Pa)

當(dāng)22煤工作面連續(xù)開采時，形成的區(qū)段煤柱如圖3所示，該類型煤柱由于左右工作面都已開采完畢，在煤柱中雖然產(chǎn)生了應(yīng)力集中現(xiàn)象，但由于煤柱抵抗該應(yīng)力的能力較弱，通常在兩側(cè)工作面回采結(jié)束后即發(fā)生塑性破壞，對應(yīng)的集中應(yīng)力向底板傳播影響范圍較小，且向下方傳遞的應(yīng)力值衰減較快，傳遞至31煤工作面的應(yīng)力集中值為4 MPa。該應(yīng)力增加值會使巷道受力增加，但影響較邊界煤柱減弱。

圖3 工作面間區(qū)段煤柱應(yīng)力重分布特征(Pa)

2.3 本煤層相鄰工作面回采巷道受力狀態(tài)分析

由前述分析可知，當(dāng)巷道位于邊界煤柱下時，巷道受到的集中應(yīng)力值遠遠大于區(qū)段煤柱下，且集中應(yīng)力向下傳遞的衰減較慢。依據(jù)當(dāng)前采掘布置，當(dāng)31112工作面回采后31113工作面將受到采空區(qū)側(cè)向支承壓力與邊界煤柱集中應(yīng)力的疊加作用，巷道受載進一步加劇，采用數(shù)值模擬得到巷道受力狀態(tài)如圖4所示，選取應(yīng)力分析區(qū)域范圍為31煤層巷道頂板上方1 m層位，31112采空區(qū)邊緣到22中113采空區(qū)邊緣段，在該位置均勻取點獲取垂直應(yīng)力。對31113回風(fēng)巷圍巖應(yīng)力分布進行分析，如圖5所示。

圖4 錯位工作面開采后采場應(yīng)力分布(Pa)

圖5 邊界煤柱下回風(fēng)巷圍巖應(yīng)力分布

由圖4可知，31112工作面回采后，31113回風(fēng)巷位置受到疊加應(yīng)力，垂直應(yīng)力最大值由11.27 MPa增加至35.65 MPa，對應(yīng)的應(yīng)力較為不平衡，疊加后應(yīng)力呈斜線分布，靠近31112工作面?zhèn)鹊膽?yīng)力值大于22中113工作面?zhèn)取９ぷ髅驽e位布置方式下，巷道位于邊界煤柱下方受到了較大的集中應(yīng)力，同時巷道受到鄰近采面開采的疊加應(yīng)力，巷道受力的非均勻性進一步增加。

2.4 巷道開挖后圍巖受力狀態(tài)分析

巷道開挖后圍巖應(yīng)力重新分布如圖6所示，依然選取前述應(yīng)力分析區(qū)，當(dāng)31113回風(fēng)巷開挖后31113回風(fēng)巷上方應(yīng)力再次發(fā)生了改變，頂板應(yīng)力分布由斜線型轉(zhuǎn)變?yōu)椤癡”型，且在副幫側(cè)的應(yīng)力值大于正幫側(cè)，此時由于開挖導(dǎo)致的卸壓，在副幫側(cè)垂直應(yīng)力值為7.2 MPa，正幫側(cè)垂直應(yīng)力值為4.5 MPa，副幫側(cè)應(yīng)力值為正幫側(cè)的1.6倍，巷道受力的非均勻性進一步增加。同時模擬開挖后巷道周圍卸壓，導(dǎo)致應(yīng)力分析區(qū)受到的垂直載荷減小，但此巷道的變形較大，變形破壞范圍較為嚴(yán)重。

圖6 巷道開挖后圍巖應(yīng)力重分布

3 非對稱受力狀態(tài)下巷道圍巖破壞規(guī)律研究

3.1 現(xiàn)場實測方案

在非均勻應(yīng)力的作用下，巷道變形及破壞往往表現(xiàn)為明顯的非對稱性，為確切得到巷道圍巖破壞的非均勻分布規(guī)律，采用鉆孔窺視及頂板錨索測力計對巷道變形過程中的圍巖破壞范圍及支護構(gòu)件受力情況進行全面測試。

在31113回風(fēng)巷從980 m開始至1570 m共選取了8個巷道斷面位置，各斷面施工5個窺視鉆孔，鉆孔位置分別為巷道頂板靠近左幫、中部、靠近右?guī)透浇?，以及左幫、右?guī)椭胁?，如圖7所示。在進行鉆孔窺視后，在頂板靠近左幫、右?guī)透浇母Q視孔安裝錨桿(索)測力計，在左右?guī)椭胁堪惭b錨桿(索)測力計。其中22中113工作面停采線右側(cè)巷道受到錯位工作面邊界煤柱擾動，停采線左側(cè)未受到擾動。

圖7 測試鉆孔位置(mm)

3.2 破壞規(guī)律測試結(jié)果分析

3.2.1 巷道圍巖破壞范圍分析

巷道圍巖破壞范圍分布情況采用鉆孔窺視儀進行測試，依據(jù)采掘工程平面圖，選取位于22中113與31112工作面重疊區(qū)域中部斷面8位置進行說明，疊加應(yīng)力影響區(qū)整體的破壞情況一致。

回風(fēng)巷1380 m處圍巖窺視結(jié)果如圖8所示。由圖8(a)可以看出，頂板在約0.917 m產(chǎn)生了離層，離層產(chǎn)生后頂板整體性發(fā)生破壞，后期該位置錨索應(yīng)力計值較其他位置迅速增加也證實了離層存在；離層產(chǎn)生后上方存在沿孔軸向的裂隙，該裂隙延伸至1.2 m處，測試結(jié)果表明破壞范圍為頂板上方1.2 m范圍內(nèi)。由圖8(b)可以看出，在正幫側(cè)的0.399 m處及0.810 m處均有離層產(chǎn)生，表明該位置受到22中113工作面及31112工作面重復(fù)采動影響，且支護強度不能滿足頂板穩(wěn)定的要求。由圖8(c)、(d)可以看出，該位置副幫及正幫側(cè)均發(fā)生破壞，其中副幫側(cè)破壞范圍達2.0 m，正幫側(cè)破壞范圍達1.0 m。

圖8 回風(fēng)巷1380 m處圍巖窺視結(jié)果

3.2.2 巷道不同位置錨索受力狀態(tài)分析

對斷面8位置施工監(jiān)測錨索并對錨索受力狀態(tài)進行跟蹤測試，測試階段巷道未受到工作面超前支承壓力影響僅自身發(fā)生變形?；仫L(fēng)巷1380 m處巷道頂板及兩幫錨索應(yīng)力測試結(jié)果如圖9所示，由圖9可知，副幫及副幫側(cè)頂板錨索應(yīng)力計值表現(xiàn)為明顯的增加趨勢，而對應(yīng)正幫及正幫側(cè)頂板應(yīng)力計有較弱增加，且增加過程中存在一定的波動。整個監(jiān)測過程中副幫側(cè)頂板錨索應(yīng)力值最高達160 kN，增量為110 kN。而對應(yīng)的正幫頂板側(cè)錨索應(yīng)力值最高達137.5 kN，增量為70.5 kN。兩幫側(cè)的應(yīng)力增量也表現(xiàn)出明顯差別，副幫應(yīng)力增量為70 kN，正幫應(yīng)力增量為15 kN。

圖9 回風(fēng)巷1380 m處應(yīng)力測試結(jié)果

3.3 巷道大變形機制分析

現(xiàn)場實測表明，當(dāng)前巷道受載在副幫及副幫側(cè)頂板明顯大于正幫及正幫側(cè)頂板，同時對應(yīng)的圍巖破壞區(qū)域范圍也符合相同規(guī)律，這一規(guī)律與前述得到的數(shù)值計算結(jié)果一致，非均勻受載造成了巷道非對稱破壞，進而造成局部失衡，加劇了巷道的進一步破壞。當(dāng)前巷道支護為對稱支護模型，依據(jù)當(dāng)前受載及破壞方式，應(yīng)對重點受載及破壞區(qū)域加強支護。

同時當(dāng)前副幫破壞區(qū)域約為2 m，而正副幫錨固長度為2 m，均采用錨桿支護，因此當(dāng)前副幫存在錨固長度不達標(biāo)的問題，需要對副幫加強錨固。當(dāng)前巷道破壞的主要原因為邊界煤柱應(yīng)力傳導(dǎo)范圍大，導(dǎo)致巷道圍巖受力顯著增加，應(yīng)力增加與應(yīng)力不平衡疊加導(dǎo)致巷道局部失穩(wěn)帶來的全局失穩(wěn)。

4 巷道圍巖控制技術(shù)

4.1 巷道圍巖支護方案

依據(jù)當(dāng)前巷道破壞發(fā)生的主要原因，現(xiàn)階段補強支護的機理首先是對巷道進行加強支護，在原有僅考慮頂板巖層自重應(yīng)力作用的前提下，進一步考慮疊加應(yīng)力的作用，對巷道支護密度進行重新設(shè)計。同時在加強支護時應(yīng)該著重考慮解決巷道失穩(wěn)的不平衡性。因此著重對副幫及副幫側(cè)頂板進行補強支護，同時考慮到副幫側(cè)的破壞深度及當(dāng)前錨桿錨固深度不足的問題，在副幫補強時采用錨索進行支護補強，補強支護方案如圖10所示。

圖10 巷道補強支護方案(mm)

4.2 支護效果分析

現(xiàn)場實測了維修后巷道的變形量，確定改進的支護方案是否有效，因此在超前工作面100 m區(qū)域開展了補強支護，對比分析了補強支護后巷道變形量與之前未補強區(qū)域的變形量。若補強支護后巷道圍巖變形量減小，將采用該方案進行補強。工作面推進過程中未進行補強支護段其巷道變形量隨著時間變化仍然進一步發(fā)展，未補強支護區(qū)域30 d內(nèi)頂?shù)装遄冃瘟窟_到了8 cm，底鼓量達到了20 cm，兩幫移近量達到了6 cm。采用補強支護方案后圍巖整體變形量可控，30 d內(nèi)頂?shù)装遄冃瘟繛? cm，底鼓量為1 cm，兩幫移近量為3 cm。

5 結(jié) 論

1)煤層群錯位布置條件下，邊界煤柱集中應(yīng)力向底板傳遞規(guī)律與區(qū)段間煤柱集中應(yīng)力向底板傳遞規(guī)律顯著不同，邊界煤柱集中應(yīng)力傳遞范圍較遠，對煤柱下方巷道圍巖穩(wěn)定影響作用較大。

2)在鄰近煤層開采結(jié)束后，側(cè)向支承壓力與邊界煤柱集中應(yīng)力疊加造成所在位置圍巖受載呈現(xiàn)線性非均勻分布狀態(tài)，整體形態(tài)為巷道副幫側(cè)載荷高于巷道正幫側(cè)載荷的斜線型，巷道開挖后由于巷道頂板中部卸載應(yīng)力下降，非均勻載荷表現(xiàn)為類似于“V”型分布狀態(tài)。

3)錯位工作面煤柱內(nèi)巷道布置發(fā)生大變形主要原因為邊界煤柱應(yīng)力大范圍傳遞導(dǎo)致的巷道應(yīng)力升高以及原有支護設(shè)計中未考慮疊加應(yīng)力作用導(dǎo)致支護強度不足引起。同時巷道的非均勻受力加劇了副幫及副幫側(cè)頂板的局部破壞，從而導(dǎo)致了巷道受力不均進一步加劇，引起巷道整體失穩(wěn)大變形。

4)針對巷道高應(yīng)力、非均勻作用的受載特征，對巷道支護進行了補強，針對副幫破壞區(qū)大于錨桿長度的問題補充了錨索支護，針對副幫側(cè)頂板受力較大的特征增加了補強錨索支護，提高了支護強度及巷道受載的均衡性，監(jiān)測結(jié)果表明補強支護方案對圍巖變形控制有效。