于洋

（淮北礦業(yè)股份有限公司 袁店一井煤礦，安徽 淮北 235000）

0 引 言

相鄰采區(qū)之間常留設(shè)保護(hù)煤柱，保證下工作面回采巷道穩(wěn)定，但傳統(tǒng)區(qū)段煤柱留設(shè)寬度在20～30 m，部分礦井達(dá)到50 m，造成煤炭資源的嚴(yán)重浪費(fèi)。鄰近采空區(qū)留設(shè)小煤柱的沿空掘巷技術(shù)，可有效提高煤炭資源回收率，已在多個礦區(qū)推廣應(yīng)用[1-4]。但隨著礦井開采深度的不斷增加，采動應(yīng)力峰值及影響范圍也不斷增大，且沿空巷道圍巖將經(jīng)歷上工作面采動、巷道掘進(jìn)擾動、本工作面超前采動等不同階段反復(fù)加卸載過程，圍巖控制難度較大[5-6]。若將原巖應(yīng)力作為支護(hù)設(shè)計(jì)的依據(jù)，支護(hù)效果將難以保障。因此，掌握沿空巷道應(yīng)力分布特征及演化規(guī)律是巷道支護(hù)設(shè)計(jì)的重要依據(jù)。很多學(xué)者圍繞沿空巷道圍巖應(yīng)力分布問題，進(jìn)行了大量的研究。王宇[7]等運(yùn)用彈塑性力學(xué)理論建立煤巖體側(cè)向采動力學(xué)模型，分析了沿空巷道側(cè)向采動應(yīng)力分布規(guī)律；張博[8]等對二次采動過程中沿空巷道頂板結(jié)構(gòu)的演化過程及控制技術(shù)進(jìn)行了研究；李緒萍等采用理論分析、數(shù)值模擬等方法，計(jì)算分析了堅(jiān)硬基本頂沿空巷道的覆巖結(jié)構(gòu)特征及應(yīng)力位移變化情況。但以上成果對深部厚煤層沿空巷道加卸載全過程圍巖應(yīng)力分布的研究尚不充分。筆者以袁店一井煤礦1037 工作面回風(fēng)巷為工程背景，通過FLAC3D 數(shù)值模擬，對反復(fù)加卸載全過程下深部沿空巷道應(yīng)力分布特征及演化規(guī)律進(jìn)行系統(tǒng)研究，并以此為基礎(chǔ)，提出針對性的支護(hù)方案。

1 概 況

袁店一井煤礦1037 工作面位于一水平103 采區(qū)，工作面地面標(biāo)高+25.9—+27.9 m，工作面標(biāo)高-635.6—722.8 m。煤層平均厚度4.15 m，平均傾角10°。1037 工作面回風(fēng)巷設(shè)計(jì)總長409 m，沿空長度396 m，沿空煤柱寬度留設(shè)5 m，巷道跟煤層頂板施工，掘進(jìn)施工過程中受6 條斷層影響，北與1035 工作面相鄰（已回采結(jié)束），巷道斷面設(shè)計(jì)為矩形，尺寸為5 000 mm×3 400 mm。巷道位置關(guān)系如圖1 所示。

圖1 工作面相對位置Fig.1 Relative position of working face

1037 回風(fēng)巷原支護(hù)采用傳統(tǒng)的錨帶網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，在沿空巷道掘進(jìn)期間，該支護(hù)方式可保障巷道圍巖的穩(wěn)定性。但在工作面超前回采期間，受超前采動影響，巷道巷幫和底板大變形，特別是煤柱與肩窩處變形最為突出，出現(xiàn)鼓包甚至錨網(wǎng)撕裂現(xiàn)象，出現(xiàn)“邊采邊修”的情況，嚴(yán)重影響礦井正常生產(chǎn)。

2 上工作面回采側(cè)向支承壓力分布

2.1 模型建立

以1035、1037 工作面實(shí)際地質(zhì)條件為基礎(chǔ)，利用FLAC3D 軟件建立精細(xì)化三維數(shù)值模型，數(shù)值計(jì)算本構(gòu)模型采用應(yīng)變軟化（SS） 本構(gòu)模型。模型尺寸為400 m×300 m×58 m，網(wǎng)格劃分為90 990個單元。煤層埋深為650 m，最小水平主應(yīng)力與垂直應(yīng)力比為0.8，最大水平主應(yīng)力與垂直應(yīng)力比為1.2。模型上邊界受上覆巖層載荷作用，大小為16 MPa，底部、兩側(cè)邊界約束法向位移。1035 工作面傾向長度為170 m，1037 工作面傾向長度為180 m，沿空煤柱寬度5 m。工作面現(xiàn)場取芯采集巖樣，通過室內(nèi)巖石力學(xué)試驗(yàn)并結(jié)合現(xiàn)場資料確定煤巖參數(shù)，見表1。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical mechanical parameters of coal and rock

2.2 上工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布

為分析1035 工作面回采引起的側(cè)向支承壓力分布特征，揭示側(cè)向煤柱應(yīng)力場變化范圍，模擬1035 工作面推進(jìn)250 m 處垂直應(yīng)力分布，如圖2所示。沿工作面走向5 m 煤柱上垂直應(yīng)力分布曲線如圖3 所示。

圖2 1035 工作面回采250 m后采空區(qū)周圍垂直應(yīng)力三維分布Fig.2 Three-dimensional distribution of vertical stress around goaf after mining 250m of No.1035 Face

圖3 沿工作面走向5 m煤柱上垂直力分布曲線Fig.3 Vertical force distribution curve on 5 m coal pillar along the strike of working face

由圖2、3 可知，①1035 工作面回采250 m 后垂直應(yīng)力在回采工作面周圍重新分布，沿煤柱走向垂直應(yīng)力峰值出現(xiàn)在工作面后方60～70 m，最大值為28.74 MPa，約為1.74 倍原巖應(yīng)力；②沿煤柱走向超前垂直應(yīng)力峰值位置出現(xiàn)在工作面前方13 m，支承壓力達(dá)29.4 MPa，約為1.8 倍的原巖應(yīng)力，工作面超前壓力影響范圍為50 m。

1035 工作面后方70 m 處的側(cè)向支承壓力分布如圖4 所示，對應(yīng)的采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布曲線如圖5 所示。從圖中可以看到：①1035 工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力先出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)，范圍為0～9 m；然后應(yīng)力快速升高，出現(xiàn)應(yīng)力增高區(qū)；②采空區(qū)側(cè)向支承壓力峰值距離煤壁12～13 m，其值約27.5 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.67；③工作面?zhèn)认蛑С袎毫τ绊懛秶鸀?0～70 m。

圖4 距1035 工作面后方70 m處的側(cè)向支承壓力分布云圖Fig.4 Lateral abutment pressure distribution cloud 70 m behind No.1035 Face

圖5 距1035 工作面后方70 m處側(cè)向支承壓力分布曲線Fig.5 Lateral abutment pressure distribution curve 70 m behind No.1035 Face

3 沿空掘進(jìn)期間巷道圍巖應(yīng)力分布

基于2.1 節(jié)建立的三維數(shù)值模型，模擬在1035工作面回采后進(jìn)行1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)，保護(hù)煤柱留設(shè)5 m。分別研究1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)期間圍巖垂直應(yīng)力及水平應(yīng)力分布特征。

3.1 沿空掘巷圍巖垂直應(yīng)力分布

為分析沿空掘巷前后，巷道圍巖垂直應(yīng)力的演化規(guī)律，模擬沿空巷道開挖前后，同一位置處（距離1035 工作面后方70 m 處布置監(jiān)測線） 垂直應(yīng)力分布變化，回風(fēng)巷掘進(jìn)前后垂直應(yīng)力分布云圖如圖6 所示，1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)前后垂直應(yīng)力曲線如圖7所示。從圖中可以看到：①1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)前垂直應(yīng)力峰值位于距離采空區(qū)煤壁約12 m 處，垂直應(yīng)力達(dá)到27.5 MPa，約為1.67 倍原巖應(yīng)力；②1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)后，垂直應(yīng)力在工作面周圍重新分布，峰值出現(xiàn)在距離采空區(qū)煤壁約17 m處，垂直應(yīng)力達(dá)到30.7 MPa，約為1.86 倍原巖應(yīng)力；1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)導(dǎo)致工作面?zhèn)认蛑С袎毫ο驅(qū)嶓w煤深部轉(zhuǎn)移，支承壓力峰值向?qū)嶓w煤側(cè)轉(zhuǎn)移約5 m，應(yīng)力集中系數(shù)也更高，相比掘巷前，增大了11.6%；③1037 工作面風(fēng)巷掘巷后，小煤柱上垂直應(yīng)力大大降低，相比于掘巷前降低了約62.6%。

圖6 1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)前后垂直應(yīng)力分布云圖Fig.6 Vertical stress distribution nephogram before and after excavation of No.1037 return airway

圖7 1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)前后垂直應(yīng)力曲線Fig.7 Vertical stress curve before and after excavation of No.1037 return airway

3.2 沿空掘巷圍巖水平應(yīng)力分布

圖8 為1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)前后距1035 工作面后方70 m 處采空區(qū)及沿空巷道水平應(yīng)力分布云圖。從圖中可以看到：①1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)前采空區(qū)水平應(yīng)力峰值主要集中在工作面老頂位置，在工作面上方25～35 m 處，水平應(yīng)力達(dá)到43.3 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.19；②1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)后，水平應(yīng)力峰值位置變化不大，水平應(yīng)力峰值達(dá)到45.5 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.28；③在1037風(fēng)巷掘進(jìn)前，風(fēng)巷所處位置水平應(yīng)力約為13.9 MPa，巷道掘進(jìn)后水平應(yīng)力降低區(qū)范圍變大，水平應(yīng)力進(jìn)一步向老頂轉(zhuǎn)移。

圖8 1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)前后水平應(yīng)力分布云圖Fig.8 Horizontal stress distribution nephogram before and after excavation of No.1037 return airway

4 工作面回采期間采動應(yīng)力分布

基于以上研究，在1035 工作面回采、1037 回風(fēng)巷掘進(jìn)后，進(jìn)一步對1037 工作面回采期間，1037 工作面超前采動應(yīng)力分布特征進(jìn)行數(shù)值模擬研究。

1037 工作面推進(jìn)160 m 時平行煤層剖面垂直應(yīng)力分布云圖如圖9 所示，圖10 給出了推進(jìn)160 m 時，工作面前方20 m 處（圖9 監(jiān)測線） 超前支承壓力分布曲線。由圖可看出：①隨著工作面推進(jìn)，逐漸在工作面前方約20 m 處形成超前支承壓力峰值，可達(dá)到45.9 MPa，約為2.8 倍原巖應(yīng)力，遠(yuǎn)大于1035 工作面超前支承壓力（29.4 MPa）；②對于一側(cè)為采空區(qū)的工作面，回采期間工作面前方支承壓力分布情況與兩側(cè)均為實(shí)體煤的工作面不同；在一側(cè)有采空區(qū)分布時，工作面前方支承壓力峰值向采空區(qū)側(cè)靠攏，位于距1037 風(fēng)巷約20 m處，并且超前支承壓力沿著工作面傾向逐漸降低，在工作面前方中部位置，支承壓力約為27 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.64，與1035 工作面前方中部位置支承壓力大小相近。

圖9 1037 工作面推進(jìn)160 m時平行煤層剖面垂直應(yīng)力分布云圖Fig.9 The vertical stress distribution cloud of parallel coal seam section while 160 m mining of No.1037 Face

圖10 監(jiān)測位置超前支承壓力沿工作面傾向分布曲線Fig.10 Advanced abutment pressure distribution curve along the working face tendency

5 工程實(shí)踐與現(xiàn)場監(jiān)測

5.1 工程實(shí)踐

以1037 工作面回風(fēng)巷為試驗(yàn)巷道，設(shè)計(jì)總長409 m，巷道凈寬5 m，凈高3.4 m，巷道采用“錨帶網(wǎng)索+幫部噴注漿+頂板非對稱錨索梁補(bǔ)強(qiáng)+煤柱肩底角錨索梁補(bǔ)強(qiáng)”聯(lián)合支護(hù)方案，如圖11所示。

圖11 1037 工作面回風(fēng)巷巷道支護(hù)示意Fig.11 Support schematic of No.1037 return airway roadway

頂板及兩幫采用φ22 mm×2 800 mm 左旋無縱筋高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×900 mm，頂板每排布置6 根錨桿，兩幫每排布置4 根錨桿，頂板的肩窩處錨桿向兩幫傾斜15°，兩幫肩角、底角錨桿向頂?shù)装鍍A斜15°；菱形金屬網(wǎng)+M型鋼帶配合錨桿護(hù)表支護(hù)，頂板M 鋼帶選擇4 800 mm×180 mm×4 mm，幫部M 鋼帶選擇2 100 mm×180 mm×4 mm。錨索選擇φ21.6 mm×6 200 mm 的高強(qiáng)度大直徑鋼絞線預(yù)應(yīng)力錨索，間排距為1 800 mm×900 mm，每排布置2 根錨索。

補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)參數(shù)。在頂板距煤柱側(cè)幫600 mm 位置布置一道頂板錨索梁加固，錨索規(guī)格φ21.6 mm×7 300 mm；錨索梁采用11 號工字鋼梁，梁長4 200 mm，孔距1 800 mm，托盤長200 mm，錨索梁滯后迎頭不超過20 m。在煤柱幫底角距離底板向上1 000 mm 布置錨索梁，錨索規(guī)格為φ21.6 mm×4 300 mm，肩角距離頂板向下800 mm 布置錨索梁，錨索規(guī)格為φ21.6 mm×6 200 mm，錨索梁采用11 號工字鋼梁，梁長4 200 mm，孔距1 800 mm，托盤長200 mm，錨索梁滯后迎頭不超過40 m。

5.2 現(xiàn)場監(jiān)測

通過十字布點(diǎn)法對巷道兩幫移近量、頂?shù)装逡平窟M(jìn)行監(jiān)測，測站布置在距離工作面煤壁80 m處開始觀測，觀測結(jié)果如圖12 所示。在距工作面70 m 左右，圍巖受到超前工作面超前采動應(yīng)力影響，圍巖位移量逐漸增加；在距工作面22 m 左右，受超前采動影響劇烈，位移量顯著增加；煤柱幫移近量最為突出，遠(yuǎn)超實(shí)體煤幫及頂?shù)装逡平?，頂?shù)装遄畲笠平繛?87 mm，兩幫移近量最大為1 211 mm，其中煤柱幫移近量為830 mm。

圖12 觀測結(jié)果Fig.12 Observation results

6 結(jié) 論

（1） 上工作面后方70 m 處，采空區(qū)側(cè)向支承壓力先出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)，范圍為0～9 m，然后迅速增加；支承壓力峰值距離煤壁12～13 m，其值約27.5 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.67，壓力影響范圍為60～70 m。

（2） 1037 工作面風(fēng)巷掘進(jìn)后，垂直應(yīng)力峰值向?qū)嶓w煤深部轉(zhuǎn)移，距采空區(qū)煤壁約17 m 處，垂直應(yīng)力30.7 MPa，約1.86 倍原巖應(yīng)力，相比掘巷前，增大11.6%，小煤柱上垂直應(yīng)力相比掘巷前降低了約62.6%。

（3） 隨著1037 工作面的推進(jìn)，工作面前方約20 m 處形成超前支承壓力峰值，達(dá)到45.9 MPa，約為2.8 倍原巖應(yīng)力；在一側(cè)有采空區(qū)分布時，沿工作面傾向支承壓力峰值向采空區(qū)側(cè)靠攏，位于距1037 風(fēng)巷約20 m 處。

（4） 提出了“錨帶網(wǎng)索+幫部噴注漿+頂板非對稱錨索梁補(bǔ)強(qiáng)+煤柱肩底角錨索梁補(bǔ)強(qiáng)”聯(lián)合支護(hù)方案，現(xiàn)場觀測結(jié)果表明，控制方案取得較好控制效果。