賈后省，王璐瑤，劉少偉,,彭 博，張偉光，范 凱

(1.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454003; 2.河南理工大學(xué) 煤炭安全生產(chǎn)河南省協(xié)同創(chuàng)新中心，河南 焦作 454003; 3.四川華鎣山龍灘煤電有限責(zé)任公司，四川 廣安 638020; 4.新疆工程學(xué)院 礦業(yè)工程與地質(zhì)學(xué)院，新疆 烏魯木齊 830091)

綜放工作面留設(shè)區(qū)段煤柱是一種維護(hù)回采巷道圍巖穩(wěn)定的常規(guī)方法。綜放工作面煤柱巷道受采動(dòng)過(guò)程影響，巷道周邊圍巖普遍處于非均勻應(yīng)力場(chǎng)環(huán)境，造成巷道圍巖變形破壞呈非對(duì)稱分布，當(dāng)巷道底板為軟弱巖體或煤柱尺寸不合理時(shí)，就會(huì)出現(xiàn)強(qiáng)烈的非對(duì)稱底臌，導(dǎo)致巷道斷面縮小、阻礙運(yùn)輸和人員行走，甚至造成整個(gè)巷道報(bào)廢[1-2]。對(duì)于綜放工作面，不同放煤厚度對(duì)應(yīng)不同的基本頂巖層活動(dòng)狀態(tài)，導(dǎo)致巷道圍巖周邊應(yīng)力場(chǎng)呈現(xiàn)不一致的非均勻特征，造成底臌變形破壞規(guī)律更為復(fù)雜[3-7]。掌握綜放工作面煤柱巷道非對(duì)稱底臌機(jī)理與規(guī)律，提出針對(duì)性的應(yīng)對(duì)方案，對(duì)于巷道的正常使用和安全具有實(shí)際意義。

采動(dòng)巷道底臌控制一直是礦山壓力與巖石力學(xué)領(lǐng)域的熱點(diǎn)問題，近年來(lái)，圍繞巷道底臌變形機(jī)理與控制對(duì)策，諸多學(xué)者進(jìn)行了大量的探討和研究，提出了不同類型巷道底臌治理方法。侯朝炯等[8-10]認(rèn)為回采巷道底臌的主要影響因素是工作面超前支承壓力，回采巷道底臌主要來(lái)自底板破碎巖層的峰后變形，而頂板、兩幫的變形對(duì)底臌亦產(chǎn)生重要影響，加固幫、角可較好地控制回采巷道的底臌;何滿潮院士等[11-13]從圍巖3部位(頂板、兩幫及底板)相互作用的角度提出了有效控制底臌的新方法;康紅普院士等[14-18]分析了采動(dòng)、側(cè)壓系數(shù)對(duì)巷道底臌的影響以及底板軟巖層厚度、兩幫圍巖力學(xué)性質(zhì)與底臌的關(guān)系;柏建彪等[19]分析了采動(dòng)巷道底板變形破壞特征，揭示了淺部鼓起、深部下沉的底臌機(jī)理，進(jìn)一步分析了不同深度底板巖層的位移規(guī)律，發(fā)現(xiàn)了底臌的“兩點(diǎn)三區(qū)”特征;楊本生等[20-23]在分析深部巷道圍巖變形特征的基礎(chǔ)上，提出深部巷道連續(xù)雙殼加固理念，并分析雙殼加固機(jī)理，提出對(duì)厚煤層巷道底板進(jìn)行中、深部加固的治理思想控制底臌。近期，馬念杰、王衛(wèi)軍、趙志強(qiáng)等[24-31]基于大量工程實(shí)踐，形成了鉆孔與巷道圍巖的“蝶形塑性區(qū)理論”，該理論充分考慮了巷道圍巖周邊應(yīng)力的方向、主應(yīng)力差值、主應(yīng)力比值等與采動(dòng)影響密切相關(guān)的因素對(duì)巷道圍巖變形破壞的影響，認(rèn)為塑性區(qū)的形態(tài)與范圍決定了巷道圍巖破壞的程度。

回采巷道服務(wù)年限一般為2 a以內(nèi)，底板變形控制不宜采用高強(qiáng)度、多層控制、聯(lián)合支護(hù)等方式，需要針對(duì)性的控制思路。筆者在前人研究基礎(chǔ)之上，以綜放工作面煤柱巷道底板塑性區(qū)分布特征為主線，系統(tǒng)研究大南湖一礦綜放工作面煤柱巷道周邊圍巖應(yīng)力環(huán)境特征與變形破壞機(jī)理，提出煤柱巷道底臌控制方法，為此類巷道底板圍巖穩(wěn)定性控制提供理論依據(jù)和有效途徑。

1 巷道圍巖變形特征與應(yīng)力環(huán)境分析

1.1 巷道圍巖結(jié)構(gòu)特征

大南湖一礦位于新疆自治區(qū)哈密市，目前開采3號(hào)煤層，煤層傾角3°～13°，煤層厚度變化較大，多在5.2～9.5 m，平均厚度5.8 m，埋深260 m左右。工作面采用放頂煤開采，兩側(cè)回采巷道沿煤層底板布置。該礦1306工作面區(qū)域3號(hào)煤層底板主要為炭質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖及粉砂巖組成，底板4.0 m左右范圍內(nèi)為強(qiáng)度較弱的泥質(zhì)巖體，對(duì)采動(dòng)影響較為敏感。3號(hào)煤層直接頂多為強(qiáng)度較低的泥質(zhì)巖體，老頂主要以厚度超過(guò)15.0 m的粉砂巖、少部分砂質(zhì)泥巖組成，完整性較好。圖1為1306工作面回風(fēng)平巷煤層頂?shù)装鍘r層結(jié)構(gòu)探測(cè)結(jié)果。

圖1 1306工作面回風(fēng)平巷煤層頂?shù)装鍘r層結(jié)構(gòu)探測(cè)結(jié)果Fig.1 Roof and floor strata structure measured results of coal seam of 1306 coal face air return roadway

該礦工作面接替方式采用留煤柱護(hù)巷，考慮到采空區(qū)富水嚴(yán)重、資源采出率等因素，確定煤柱尺寸為20 m。為緩解緊張的采掘接替關(guān)系，1304工作面回采之前，煤柱巷道1306工作面回風(fēng)平巷已經(jīng)布置完成，造成煤柱巷道經(jīng)歷1304工作面回采過(guò)程中的劇烈采動(dòng)影響，巷道圍巖在回采所形成的超前支承壓力與側(cè)向支承壓力分別作用下，變形破壞嚴(yán)重。圖2為1304與1306工作面回采巷道布置平面圖。

1304工作面回采過(guò)程中，煤柱巷道圍巖變形非對(duì)稱現(xiàn)象顯著，主要以底臌為主，底臌量可達(dá)到1 500～2 500 mm，頂板下沉量為300～500 mm，巷道圍巖變形最嚴(yán)重區(qū)域，巷道頂、底板甚至完全接觸，無(wú)法進(jìn)行正常使用。從最大底臌量分布位置來(lái)看，底臌量最大位置主要出現(xiàn)在煤柱一側(cè)，少數(shù)區(qū)域出現(xiàn)在巷道中部，實(shí)體煤一側(cè)也時(shí)有出現(xiàn)。根據(jù)1304工作面開采情況，這種非對(duì)稱的底臌現(xiàn)象與上區(qū)段工作面的放煤厚度有較大關(guān)聯(lián)。

圖2 1304與1306工作面回采巷道布置平面Fig.2 Layout of mining roadway of 1304 and 1306 coal faces

1.2 煤柱巷道底臌規(guī)律監(jiān)測(cè)

在1304工作面回采過(guò)程中，臨近的煤柱巷道1306回風(fēng)平巷底臌現(xiàn)象尤為突出，為具體了解巷道受采動(dòng)影響過(guò)程中的巷道底臌變形規(guī)律，在煤柱巷道內(nèi)布置了表面位移測(cè)站。圖3為巷道底臌變形測(cè)站布置與測(cè)點(diǎn)布置圖，共布置2組測(cè)站，如圖3(a)所示，測(cè)站間距100 m，監(jiān)測(cè)區(qū)域頂煤厚度為3.8 m。開始監(jiān)測(cè)時(shí)，測(cè)站A位于工作面前方50 m，當(dāng)測(cè)站距離1304工作面后方200 m時(shí)，監(jiān)測(cè)工作結(jié)束，以便能夠完全監(jiān)測(cè)煤柱巷道在回采過(guò)程中的底臌變形，各測(cè)站分別在煤柱側(cè)、中部位置、實(shí)體煤側(cè)布置3個(gè)測(cè)點(diǎn)，如圖3(b)所示。

圖3 巷道底臌變形測(cè)站布置與測(cè)點(diǎn)布置Fig.3 Layout of the floor heave deformation station and measuring station

圖4(a)為測(cè)站A煤柱巷道底臌變形監(jiān)測(cè)曲線，監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示底臌非對(duì)稱現(xiàn)象顯著，巷道底臌最大位置出現(xiàn)在煤柱側(cè)，最大底臌量為2 193 mm，巷道中部最大底臌量為995 mm，實(shí)體煤一側(cè)的最大底臌量為483 mm?？傮w來(lái)看，3個(gè)測(cè)點(diǎn)的巷道底臌量隨著工作面的推進(jìn)過(guò)程，都出現(xiàn)了2次明顯的陡增現(xiàn)象。一次是上區(qū)段工作面推進(jìn)至距測(cè)站A后方20 m左右位置時(shí)，巷道受到上區(qū)段左右工作面超前支承壓力的影響，3個(gè)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)得到的底臌變形均有顯著增加，煤柱側(cè)底臌變形速率從之前的12 mm/m增加至19.4 mm/m;一次是工作面推進(jìn)至距測(cè)站A前方130 m左右位置，受上區(qū)段工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ脑俅斡绊懀?個(gè)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)得到的底臌變形更為劇烈，煤柱側(cè)底臌變形速率從之前的14 mm/m陡增至80 mm/m。當(dāng)工作面推進(jìn)至距測(cè)站A前方180 m位置后，3個(gè)測(cè)點(diǎn)所測(cè)的底臌變形趨近平緩。

圖4 煤柱巷道底臌變形監(jiān)測(cè)曲線Fig.4 Monitoring curves of floor heave deformation of coal pillar roadway

測(cè)站B所監(jiān)測(cè)的煤柱巷道底臌規(guī)律與測(cè)站A位置類似，最大變形量為2 189 mm，巷道中部最大底板變形量為1 003 mm，實(shí)體煤一側(cè)的最大變形量為523 mm，如圖4(b)所示。隨著工作面的推進(jìn)底臌量同樣均出現(xiàn)了2次明顯的陡增現(xiàn)象，一次是上區(qū)段工作面推進(jìn)至距測(cè)站B后方30 m左右位置時(shí)，一次是工作面推進(jìn)至距測(cè)站B前方110 m左右位置。由此分析可知，煤柱巷道受上區(qū)段工作面超前支承壓力和側(cè)向支承壓力分別影響下，出現(xiàn)非對(duì)稱底臌現(xiàn)象，期間出現(xiàn)兩次底臌量陡增現(xiàn)象，并且以側(cè)向支承壓力再次影響為主，側(cè)向支承壓力影響有一定滯后性。

同時(shí)，煤柱巷道的非對(duì)稱的底臌現(xiàn)象與上區(qū)段工作面的放煤厚度有直接關(guān)系，如圖5所示。一定頂煤厚度范圍內(nèi)，底板最大變形位置隨著頂煤厚度的增加，逐漸向巷道中部位置移動(dòng)，例如，當(dāng)上區(qū)段工作面的頂煤厚度為3.8 m時(shí)，底板最大變形位置在煤柱側(cè)，當(dāng)頂煤厚度增加至4.7 m，底板最大變形位置偏向中部。當(dāng)頂煤厚度增加至一定程度，大部分區(qū)域底板最大變形位置仍偏向中部，而小部分區(qū)域巷道圍巖變形明顯緩和，如圖5所示頂煤厚度6.3 m和6.7 m的情況。

圖5 底臌規(guī)律與頂煤厚度的統(tǒng)計(jì)結(jié)果Fig.5 Statistical results of the floor heave law and the thickness of caving coal

1.3 煤柱巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境分析

煤柱巷道底臌規(guī)律觀測(cè)與上區(qū)段工作面開采情況表明，非對(duì)稱底臌現(xiàn)象與上區(qū)段工作面放煤厚度有較大關(guān)聯(lián)。分析原因主要是，放煤厚度變化造成采空區(qū)充填程度不同，伴隨著上區(qū)段工作面基本頂巖層回轉(zhuǎn)程度的不同，進(jìn)而導(dǎo)致煤柱巷道圍巖周邊應(yīng)力的不均勻，這種不均勻的圍巖周邊應(yīng)力就是巷道出現(xiàn)非對(duì)稱底臌現(xiàn)象的內(nèi)在原因。

結(jié)合上區(qū)段工作面開采過(guò)程中對(duì)于頂煤高度的觀測(cè)和統(tǒng)計(jì)，煤柱巷道上方區(qū)域頂板覆巖情況可大致分為3種類型:較小厚度頂煤、中等厚度頂煤及較大厚度頂煤。煤柱巷道處于上區(qū)段工作面回采所形成的側(cè)向支承壓力影響帶內(nèi)，根據(jù)工作面放煤厚度及基本頂運(yùn)動(dòng)狀態(tài)，分析側(cè)向支承壓力影響帶內(nèi)煤柱巷道圍巖周邊應(yīng)力環(huán)境，圖7為不同放煤厚度條件下煤柱巷道圍巖周邊應(yīng)力環(huán)境。

圖6 不同放煤厚度煤柱巷道周邊圍巖應(yīng)力環(huán)境Fig.6 Surrounding rock stress environment around coal pillar roadway with different caving coal thickness

在較小厚度頂煤(2 m以下)的條件下，如圖6(a)所示，上區(qū)段工作面回采過(guò)程中放煤高度較小，加之直接頂巖層垮落后的碎脹作用，采空區(qū)充填較為充分，基本頂巖層破斷后，巖塊回轉(zhuǎn)角度較小，這種條件下，煤柱巷道位置出現(xiàn)支承壓力集中現(xiàn)象的同時(shí)，其圍巖周邊應(yīng)力中的最大主應(yīng)力的方向也將發(fā)生一定程度的偏轉(zhuǎn)。隨著頂煤厚度的增加，如圖6(b)和(c)所示，采空區(qū)充填程度較差，基本頂巖層破斷后，巖塊回轉(zhuǎn)角度較大，但破斷的基本頂巖層依然可保持鉸接聯(lián)系，在此條件下，煤柱巷道位置出現(xiàn)支承壓力集中程度進(jìn)一步變大，圍巖周邊應(yīng)力中的最大主應(yīng)力的方向偏轉(zhuǎn)程度也較大，即圖6所示的最大主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)角度α<β<γ。

圖7 回轉(zhuǎn)巖塊的力學(xué)分析Fig.7 Mechanical analysis of rotating rock block

然而，基本頂?shù)臄嗔盐恢迷诿褐戏讲⒎潜厝滑F(xiàn)象。少部分區(qū)域內(nèi)，當(dāng)放煤厚度進(jìn)一步變大時(shí)，基本頂巖層回轉(zhuǎn)程度進(jìn)一步加大，造成擠壓處局部應(yīng)力集中，致使該處進(jìn)入塑性狀態(tài)，基本頂巖層回轉(zhuǎn)達(dá)到一定的程度，如果此時(shí)基本頂斷裂位置在煤柱邊緣，則整個(gè)結(jié)構(gòu)就有失穩(wěn)的可能[32]。巖塊回轉(zhuǎn)后的狀態(tài)及相關(guān)符號(hào)的含義如圖7所示，此時(shí):

(1)

鑒于咬合點(diǎn)處于塑性狀態(tài)，因而T的作用點(diǎn)取a/2處;Δ可近似取lsinα，因此:

(2)

(3)

咬合處形成的擠壓應(yīng)力σp為

(4)

(5)

而梁在斷裂時(shí)(達(dá)到極限跨距)載荷q與巖梁抗拉強(qiáng)度σt的關(guān)系為

(6)

式中，K根據(jù)梁的固支或簡(jiǎn)支等狀態(tài)而定，一般為1/2～1/3。

在一般巖石中抗壓強(qiáng)度[σc]與抗拉強(qiáng)度σt的比值為n，即

(7)

因此，可求得

(8)

(9)

由上述分析可知，當(dāng)巖塊最大下沉量達(dá)到Δ時(shí)，就有可能造成整個(gè)基本頂結(jié)構(gòu)的失穩(wěn)，造成如圖8所示的基本頂巖層切落現(xiàn)象。這種情況下，煤柱巷道位置支承壓力集中程度將大幅度減小，其圍巖周邊應(yīng)力中的最大主應(yīng)力的偏轉(zhuǎn)程度也相應(yīng)變小。

圖8 基本頂切落時(shí)巷道周邊圍巖的應(yīng)力環(huán)境Fig.8 Stress environment of surrounding rock around roadway with basic roof cutting

Δ0=M+∑h-∑hK0

(10)

式中，M為煤層厚度，m;∑h為直接頂厚度，m;K0為巖石碎脹系數(shù)，取1.3。

因此，當(dāng)Δ0>Δ時(shí)，基本頂巖層就有失穩(wěn)切落的可能，大南湖一礦3號(hào)煤層直接頂厚度為2.6 m，由式(9)和式(10)可得，造成基本頂巖層失穩(wěn)切落的極限煤層厚度為9.2 m，減去巷道高度3.3 m，極限放煤厚度為5.9 m。

由上述分析可知，上區(qū)段工作面回采后，不同放煤厚度條件下，綜放工作面煤柱巷道圍巖周邊應(yīng)力環(huán)境具有明顯差異。隨著放煤厚度的增加，基本頂巖層破斷偏轉(zhuǎn)角度增大，煤柱巷道位置出現(xiàn)支承壓力集中程度變大的同時(shí)，圍巖周邊應(yīng)力中的最大主應(yīng)力的方向偏轉(zhuǎn)程度也變大。當(dāng)放煤厚度超過(guò)一定限度時(shí)，上覆基本頂巖層有發(fā)生失穩(wěn)和切落的可能，使得巷道圍巖周邊應(yīng)力分布基本恢復(fù)至初始地應(yīng)力狀態(tài)。

2 巷道底臌機(jī)理數(shù)值分析

2.1 模擬方案與模型建立

眾所周知，巷道圍巖的變形破壞本質(zhì)上是由于塑性破壞引起的，為了揭示綜放工作面煤柱巷道非對(duì)稱底臌機(jī)理，采用FLAC3D數(shù)值模擬方法對(duì)不同應(yīng)力環(huán)境下煤柱巷道圍巖塑性破壞分布特征進(jìn)行分析。由煤柱巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境分析可知，放煤厚度的不同造成其圍巖周邊所受的側(cè)向支承壓力分布的不同，進(jìn)而出現(xiàn)程度不均的主應(yīng)力比值。根據(jù)傳統(tǒng)礦壓理論，基本頂巖層的回轉(zhuǎn)造成煤柱巷道位置出現(xiàn)支承壓力集中現(xiàn)象，應(yīng)力增高系數(shù)一般可達(dá)到2.0～4.0，煤柱巷道位置支承壓力集中的同時(shí)，其他方向的應(yīng)力值也必然會(huì)出現(xiàn)一定程度的增加，因此，主應(yīng)力比值取1.5～3.0。煤柱巷道圍巖周邊應(yīng)力分布狀態(tài)大致可分為3類:較小厚度頂煤、中等厚度頂煤及較大厚度頂煤，為簡(jiǎn)化模擬試驗(yàn)過(guò)程并闡述一般規(guī)律，采用表1所示的模擬方案。

以大南湖一礦3號(hào)煤層具體工程地質(zhì)條件為基礎(chǔ)(圖1)，所采用的巖石物理力學(xué)參數(shù)見表2。結(jié)合不同放煤厚度條件，分別建立模型，模型高度分別為48，50和52 m，長(zhǎng)度為48 m，煤柱巷道區(qū)域網(wǎng)格寬度為0.5 m，模型厚度方向?yàn)橐粋€(gè)單元格，圖9為不同放煤厚度的數(shù)值模型。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)條件，模型邊界施加表1所示的應(yīng)力值與方向;模型水平方向上，限制x方向的位移與初始速度，模型底邊限制x，y，z三個(gè)方向上的位移和初速度;采用基于彈塑性理論的摩爾-庫(kù)侖準(zhǔn)則。

表1 數(shù)值模擬方案Table 1 Numerical simulation scheme

表2 數(shù)值模擬巖石物理力學(xué)參數(shù)Table 2 Numerical simulation of rock physical and mechanical parameters

圖9 不同放煤厚度的數(shù)值模型Fig.9 Numerical model with different top coal thickness

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

巷道圍巖塑性區(qū)范圍隨著主應(yīng)力大小和比值的升高呈現(xiàn)非均勻擴(kuò)展，圖10為頂煤2 m時(shí)不同應(yīng)力環(huán)境下的巷道塑性區(qū)分布模擬結(jié)果(λ為2個(gè)主應(yīng)力比值;β為主應(yīng)力方向旋轉(zhuǎn)角,下同)。當(dāng)主應(yīng)力比值為1.5時(shí)，如圖10(a)所示，巷道圍巖塑性破壞主要出現(xiàn)在巷道的頂?shù)装逦恢?，最大破壞范圍位于煤柱?cè)底板，破壞深度為1.0 m;當(dāng)主應(yīng)力比值為2.0時(shí)，與圖10(a)所示的圍巖塑性破壞相比，塑性破壞開始向巷道兩幫煤層擴(kuò)展，出現(xiàn)非對(duì)稱破壞，圍巖最大破壞范圍同樣位于煤柱側(cè)底板位置，破壞深度為2.0 m;當(dāng)主應(yīng)力比值為2.5時(shí)，圍巖的塑性破壞范圍明顯增加，尤其是巷道底板區(qū)域，塑性破壞分布的非對(duì)稱特征更為顯著，最大破壞深度為2.5 m。

圖11為頂煤4 m時(shí)不同應(yīng)力環(huán)境下的巷道塑性區(qū)分布模擬結(jié)果，當(dāng)主應(yīng)力比值由2.0升至3.0時(shí)，塑性破壞范圍明顯增加，最大破壞深度位置向巷道中部位置移動(dòng)。相同的巷道圍巖主應(yīng)力比值條件下，主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)角度的增大，塑性破壞區(qū)域的范圍也相應(yīng)增加。同時(shí)，對(duì)比主應(yīng)力方向旋轉(zhuǎn)30°,45°,60°的數(shù)值模擬結(jié)果可以看出，底板最大破壞深度位置隨著主應(yīng)力方向旋轉(zhuǎn)角度的增加，逐漸向巷道中部位置移動(dòng)，這就是煤柱巷道底臌變形最大位置分布不同的內(nèi)在原因。

圖10 頂煤2 m時(shí)不同應(yīng)力環(huán)境下的巷道塑性區(qū)分布模擬結(jié)果(β=30°)Fig.10 Simulation results of plastic zone distribution of roadway under different stress environments at 2 m top coal(β=30°)

圖11 頂煤4 m時(shí)不同應(yīng)力環(huán)境下的巷道塑性區(qū)分布模擬結(jié)果Fig.11 Simulation results of plastic zone distribution of roadway under different stress environments at 4 m top coal

當(dāng)主應(yīng)力比值為3.0、主應(yīng)力方向旋轉(zhuǎn)45°時(shí)，最大破壞深度為3.5 m，最大破壞深度位置靠近煤柱側(cè)，這與圖4所示的煤柱巷道底臌變形監(jiān)測(cè)結(jié)果是相對(duì)應(yīng)的，即:底板圍巖塑性破壞深度最大，所引起的底臌變形量最大。圖12為煤柱巷道現(xiàn)場(chǎng)照片與數(shù)值模擬圍巖變形輪廓對(duì)照?qǐng)D。

現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)顯示，當(dāng)頂煤超過(guò)一定厚度時(shí)，少數(shù)區(qū)域巷道圍巖變形破壞有轉(zhuǎn)好的現(xiàn)象。圖13所示為頂煤6 m時(shí)不同主應(yīng)力環(huán)境下的巷道塑性區(qū)分布模擬結(jié)果，由于上覆基本頂巖層發(fā)生失穩(wěn)和切落，巷道周邊主應(yīng)力比值和旋轉(zhuǎn)角度都大幅減小，巷道周邊圍巖塑性破壞范圍也顯著減小，此時(shí)，巷道底臌變形也將顯著降低。

圖12 煤柱巷道現(xiàn)場(chǎng)照片與數(shù)值模擬圍巖變形輪廓對(duì)照Fig.12 Comparison of field photo of coal pillar roadway and numerical simulation of surrounding rock deformation profile

圖13 頂煤6 m時(shí)不同應(yīng)力環(huán)境下的巷道塑性區(qū)分布模擬結(jié)果(β=10°)Fig.13 Simulation results of plastic zone distribution of roadway under different stress environments at 6 m top coal(β=10°)

3 巷道底臌控制對(duì)策與現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)

大南湖一礦煤柱巷道周邊圍巖應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜，巷道非對(duì)稱、大變形量的底臌特征顯著。控制巷道底臌變形、減少巷道底臌處理工作量對(duì)于滿足礦井正常生產(chǎn)具有實(shí)際意義。根據(jù)煤柱巷道應(yīng)力環(huán)境與底板塑性破壞規(guī)律分析結(jié)果，從調(diào)整采掘關(guān)系改善巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境、優(yōu)化巷道底臌硬化方案和起底方案等層面提出巷道底臌控制對(duì)策。

3.1 調(diào)整采掘關(guān)系改善巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境

大南湖一礦1306工作面接替期間，由于采掘關(guān)系不合理，出現(xiàn)導(dǎo)致巷道近乎報(bào)廢的底臌大變形破壞。據(jù)此，首先改善了大南湖的一礦的采掘關(guān)系，在上區(qū)段工作面回采結(jié)束之后，等待采空區(qū)頂板活動(dòng)穩(wěn)定之后，再開掘下區(qū)段回風(fēng)平巷，以避免上區(qū)段工作面超前移動(dòng)支承壓力的影響，改善巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境。

試驗(yàn)選取1305回風(fēng)平巷，待1303工作面回采結(jié)束3個(gè)月后，再開掘1305工作面回風(fēng)平巷。同時(shí)進(jìn)行了底臌變形表面位移監(jiān)測(cè)，如圖14所示，測(cè)點(diǎn)布置同圖3(b)所示，測(cè)站間距15 m，開始監(jiān)測(cè)時(shí)，測(cè)站D距離掘進(jìn)工作面15 m，監(jiān)測(cè)持續(xù)30 d。

圖14 試驗(yàn)巷道布置及測(cè)站布置Fig.14 Layout of test roadway and measuring station

圖15 底臌變形監(jiān)測(cè)曲線Fig.15 Monitoring curves of floor heave deformation

由圖15的監(jiān)測(cè)結(jié)果可知，巷道底臌非對(duì)稱現(xiàn)象雖然同樣顯著，但巷道底臌變形量與未調(diào)整之前減少了20%～40%，煤柱巷道底臌變形在9～12 d后趨近于穩(wěn)定。因此，安排采掘接替時(shí)，應(yīng)盡可能待上區(qū)段采空區(qū)頂板活動(dòng)穩(wěn)定后再進(jìn)行煤柱巷道的掘進(jìn)。

3.2 優(yōu)化底板硬化厚度減少起底工程量

由于煤柱巷道具有受劇烈采動(dòng)影響、服務(wù)年限短等特點(diǎn)，不宜采用類似于永久巷道的高強(qiáng)度支護(hù)進(jìn)行底板控制，采用底板硬化支護(hù)是常用手段。大南湖一礦曾在煤柱巷道底板鋪設(shè)了200～300 mm厚的高強(qiáng)混凝土層，試圖控制非對(duì)稱底臌現(xiàn)象，控制效果不佳，底臌依然嚴(yán)重。圖16為底板硬化層處理現(xiàn)場(chǎng)照片，明顯看到混凝土基本呈塊狀分布，浪費(fèi)了底板硬化材料的同時(shí)，也加大了底臌處理的工作量。

圖16 底板硬化層處理Fig.16 Treatment hardened layer of floor

巷道圍巖大變形實(shí)質(zhì)上是由于塑性區(qū)擴(kuò)展引起的，減小底板的塑性破壞范圍即可減少巷道的底臌變形。據(jù)此，在原有巷道支護(hù)的基礎(chǔ)上，探究底板硬化加強(qiáng)支護(hù)對(duì)于底板塑性破壞范圍的影響，使用Flac3D數(shù)值模擬的方法，進(jìn)行了底板破壞控制試驗(yàn)，所采用的模型與邊界條件如圖11(c)相同，主應(yīng)力比值為3.0，主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)角度為45°。

底板硬化層厚度的不同很大程度上反應(yīng)了不同的支護(hù)強(qiáng)度，因此，為了直觀反應(yīng)支護(hù)強(qiáng)度對(duì)底板破壞控制的效果，采用每米巷道底板使用錨索數(shù)量代表不同的支護(hù)強(qiáng)度。如圖17所示，支護(hù)強(qiáng)度從0.12 MPa升至1.20 MPa(每米10根φ21.6 mm錨索)，圍巖塑性破壞深度僅降低15%，這種圍巖塑性破壞深度的減小程度在工程上是微乎其微的。綜合以上可以看出，在現(xiàn)有工程條件下，支護(hù)強(qiáng)度的增大難以實(shí)現(xiàn)對(duì)于巷道底板圍巖塑性破壞和強(qiáng)烈變形的有效控制。

因此，采用高強(qiáng)底板硬化支護(hù)的措施來(lái)控制底臌是不可行的，只能適應(yīng)非均勻底臌這一特性。因此，對(duì)于底臌的控制，應(yīng)該鋪設(shè)適量厚度的硬化層，以保證一定時(shí)期內(nèi)巷道的正常使用、便于清理為原則，建議硬化層厚度為120～160 mm。

圖18為試驗(yàn)巷道底板處理照片，優(yōu)化后的底臌處理方案相比較之前節(jié)約了50%混凝土的使用量，鋪設(shè)時(shí)間減少了20%，起底的破碎巖體和混硬土層減少了40%左右，大大提高了底板處理的效率。

圖18 試驗(yàn)巷道底板處理Fig.18 Photos of floor processing in test roadway

3.3 根據(jù)非對(duì)稱底臌規(guī)律確定起底方案

煤柱巷道底臌起底工作不可避免，合理的起底時(shí)機(jī)和起底位置尤為重要。根據(jù)底臌規(guī)律監(jiān)測(cè)結(jié)果，工作面超前支護(hù)區(qū)域(超前工作面30 m)是超前支承壓力劇烈影響范圍，其底板塑性破壞程度趨于最大，然而，此時(shí)底板人工破碎較為容易，巷道底臌起底應(yīng)在超前支護(hù)以外并盡量在鄰近工作面的區(qū)域進(jìn)行，一方面可進(jìn)行較為徹底的底板處理，另一方面也降低了起底施工難度。結(jié)合非對(duì)稱底臌機(jī)理分析，在不影響巷道正常使用的前提下，底臌最大位置處應(yīng)保證一定的超挖量，底臌最大位置可依據(jù)上區(qū)段工作面的放煤厚度和巷道鄰近位置的非對(duì)稱變形特征綜合確定。同時(shí)，永久設(shè)備安裝位置、頻繁使用位置等區(qū)域應(yīng)布置在巷道底臌量較小的一側(cè)，即煤柱巷道的實(shí)體煤一側(cè)。

4 結(jié) 論

(1)采動(dòng)影響條件下，綜放工作面煤柱巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境是非均勻的，一定放煤厚度范圍內(nèi)，隨著放煤厚度的增加，基本頂巖層破斷偏轉(zhuǎn)角度增大，煤柱巷道位置出現(xiàn)支承壓力集中程度增大的同時(shí)，圍巖周邊最大主應(yīng)力的方向偏轉(zhuǎn)程度也隨之變大;而當(dāng)超過(guò)一定放煤厚度之后，少數(shù)區(qū)域基本頂巖層沿煤柱邊緣失穩(wěn)直至切落，巷道周邊圍巖應(yīng)力環(huán)境恢復(fù)至初始地應(yīng)力狀態(tài)。

(2)非均勻應(yīng)力場(chǎng)條件下，煤柱巷道底板塑性區(qū)呈非對(duì)稱分布，進(jìn)而引起非對(duì)稱底臌;巷道圍巖周邊主應(yīng)力絕對(duì)值、主應(yīng)力比值越大，非對(duì)稱底臌越劇烈。并且，底板最大塑性破壞深度位置隨著主應(yīng)力方向旋轉(zhuǎn)角度的增加，逐漸向巷道中部位置移動(dòng)，是煤柱巷道底臌變形最大位置分布不同的內(nèi)在原因。

(3)煤柱巷道底臌變形可控性較差，控制上應(yīng)以適應(yīng)底臌變形為主，以保證一定時(shí)期內(nèi)巷道的正常使用、便于清理為原則，鋪設(shè)適量厚度的硬化層，起底工作應(yīng)盡可能鄰近工作面進(jìn)行，底臌最大位置處應(yīng)保證一定的超挖量;同時(shí)，煤柱巷道的掘進(jìn)應(yīng)待上區(qū)段采空區(qū)頂板活動(dòng)穩(wěn)定后進(jìn)行，以盡可能減小巷道底板破壞與變形。