趙 偉

(河南龍宇能源股份有限公司陳四樓煤礦，河南 永城 476600)

近年來(lái)，隨著我國(guó)工作面走向長(zhǎng)度的增加，工作面后部采空區(qū)跨度也隨之增大，工作面圍巖應(yīng)力集中系數(shù)較大，易造成沿空巷道圍巖變形量大、維護(hù)周期長(zhǎng)、破壞范圍廣等問(wèn)題[1]。針對(duì)工作面覆巖垮落及礦壓分布規(guī)律，何滿(mǎn)潮[2]提出無(wú)掘巷卸壓效應(yīng)和頂板切縫效應(yīng)，得出無(wú)超前掘巷和有頂板切縫是導(dǎo)致切頂成巷開(kāi)采礦壓分布發(fā)生變化的主要原因；王家臣[3]建立了深井超長(zhǎng)工作面基本頂分區(qū)破斷力學(xué)模型，認(rèn)為基本頂分區(qū)破斷現(xiàn)象導(dǎo)致破斷巖塊在空間上呈非均勻分布，表現(xiàn)為工作面中部塊度小、兩端塊度大的特征。付玉平[4]對(duì)不同采高、不同長(zhǎng)度、不同支護(hù)強(qiáng)度下超長(zhǎng)工作面垮落帶高度進(jìn)行數(shù)值模擬研究，得到隨著采高和工作面長(zhǎng)度的增大，垮落帶高度成指數(shù)增大。王志強(qiáng)[5，6]針對(duì)超長(zhǎng)推進(jìn)距離工作面雙巷布置巷道支護(hù)難度大等問(wèn)題提出沿空掘巷順采方法。楊增越[7]通過(guò)數(shù)值模擬與實(shí)測(cè)方法分析超長(zhǎng)工作面在復(fù)雜環(huán)境下頂板運(yùn)動(dòng)規(guī)律和圍巖應(yīng)力分布規(guī)律。王生彪等[8]研究了超長(zhǎng)工作面礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律，通過(guò)分析支架阻力得到了隨著工作面長(zhǎng)度增加，工作面來(lái)壓步距變小，周期來(lái)壓越強(qiáng)，需要對(duì)頂板進(jìn)行控制。王慶雄[9]分析了450m超長(zhǎng)綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，得到了工作面存在大小周期來(lái)壓現(xiàn)象。針對(duì)沿空留巷動(dòng)壓顯著、支護(hù)困難等情況，康紅普[10]等針對(duì)千米深井圍巖控制技術(shù)難題提出了巷道圍巖支護(hù)-改性-卸壓“三位一體”協(xié)同控制技術(shù)；陳上元[11]對(duì)沿空留巷控制技術(shù)進(jìn)行研究，構(gòu)建“恒阻主動(dòng)讓壓控制頂板、柔性可縮讓位抗側(cè)壓、高阻臨時(shí)支護(hù)抗動(dòng)壓，加大支護(hù)長(zhǎng)度護(hù)煤幫”的深井沿空切頂巷道圍巖協(xié)同控制體系；陳宇龍[12]針對(duì)大傾角中厚煤層沿空留巷支護(hù)問(wèn)題，針對(duì)性的提出巷旁支護(hù)、巷內(nèi)支護(hù)措施；汪文勇[13]等針對(duì)超千米埋深沿空留巷支護(hù)問(wèn)題，深入分析錨桿預(yù)緊力以及峰值拉力特征，確定了合理預(yù)緊力區(qū)間為50～70kN。

本文以河南永城陳四樓煤礦2803工作面下巷為背景，該工作面走向長(zhǎng)度達(dá)1300余米，礦壓顯現(xiàn)十分劇烈，巖層控制也較為困難，且沿工作面方向頂板難以同步，工作面頂板會(huì)出現(xiàn)分區(qū)破斷或者某個(gè)區(qū)域首先破斷然后向兩側(cè)遷移，基于此提出了沿空留巷深孔預(yù)裂卸壓與巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)協(xié)同控制的技術(shù)，通過(guò)深孔預(yù)裂卸壓降低巷道頂部的應(yīng)力，改變巷道周?chē)膽?yīng)力分布，結(jié)合巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)技術(shù)，增強(qiáng)巷道圍巖的整體性和穩(wěn)定性，達(dá)到巷道控制的目的，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)，得到了回采巷道變形量，驗(yàn)證了該技術(shù)的可行性。

1 工程概況

1.1 工作面概況

陳四樓煤礦2803工作面位于8采區(qū)，所采煤層為二2煤層，對(duì)應(yīng)地面標(biāo)高為+34.92m，工作面標(biāo)高為-585～-708m。工作面走向長(zhǎng)1306～1315m，傾向斜長(zhǎng)173～367m，總面積46.9萬(wàn)m2。該工作面走向長(zhǎng)度較長(zhǎng)，為實(shí)現(xiàn)工作面安全高效回采，采用三巷布置(運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷、中間巷)方式回收煤炭資源，其中，2803工作面回風(fēng)巷為上一工作面留巷所得，工作面布置如圖1所示，工作面柱狀圖如圖2所示，經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)取樣測(cè)試工作面圍巖力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

圖1 2803工作面布置

圖2 2803工作面柱狀圖

表1 圍巖物理力學(xué)特性參數(shù)

1.2 巷道支護(hù)方式

2803進(jìn)風(fēng)巷巷道斷面為梯形斷面，凈寬×凈高=4800mm×2500mm，采用“錨網(wǎng)帶”支護(hù)方式。頂板支護(hù)采用“?22mm×2200mm錨桿+金屬網(wǎng)+M鋼帶”，錨桿間排距為750mm×800mm；頂板錨索采用?21.6mm×8300mm，間排距為1300mm×1600mm。巷幫支護(hù)采用“?22mm×2200mm高強(qiáng)錨桿+金屬網(wǎng)+M鋼帶”；錨桿排距800mm，如圖3所示。

圖3 進(jìn)風(fēng)巷支護(hù)方式(mm)

2 沿空留巷變形原因分析

2.1 鉆孔窺視

本次窺視地點(diǎn)選擇在2803下巷距終采線約50m處，未受采動(dòng)影響區(qū)域。測(cè)試儀器采用YTJ20型鉆孔窺視儀。鉆孔窺視儀拍攝到不同位置的鉆孔情況如圖4所示。由圖4可看出，在鉆孔0～4m處有裂隙產(chǎn)生，4～8m處鉆孔成形較好，無(wú)明顯破壞；鉆孔2m處有兩條裂隙，且平整度較差，鉆孔4m處有一處裂隙；結(jié)合鉆孔柱狀圖可知，0～4m范圍內(nèi)頂板巖層為泥巖，受鉆孔影響而受到破壞產(chǎn)生裂隙，而4～8m范圍內(nèi)為中粒砂巖，強(qiáng)度較大，受鉆孔影響較小。

圖4 鉆孔窺視結(jié)果(沿頂板45°觀測(cè))

2.2 試驗(yàn)結(jié)果分析

通過(guò)實(shí)驗(yàn)室實(shí)驗(yàn)測(cè)試圍巖力學(xué)特性與沿空留巷巷道鉆孔窺視試驗(yàn)結(jié)果，分析可得沿空留巷變形嚴(yán)重的原因有以下兩點(diǎn)：

1)圍巖強(qiáng)度較低。按照圍巖分級(jí)標(biāo)準(zhǔn)[18]，根據(jù)測(cè)試結(jié)果確定直接頂泥巖和煤層均為穩(wěn)定性較差巖層，老頂中粒砂巖和直接底泥巖均為中等穩(wěn)定巖層。結(jié)合井下鉆孔窺視圖可知，煤層直接頂裂隙發(fā)育較多，而基本頂無(wú)裂隙發(fā)育，由此可見(jiàn)直接頂強(qiáng)度偏低，采動(dòng)影響作用下直接頂破壞嚴(yán)重，是巷道圍巖變形的直接原因。

2)巷道支護(hù)強(qiáng)度偏弱。參考《煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)理論與成套技術(shù)》[19]懸吊理論分析設(shè)計(jì)方法，核算錨桿和錨索強(qiáng)度，計(jì)算得錨桿長(zhǎng)度為2171mm，錨桿直徑20.2mm，錨桿排距為800mm時(shí)，錨桿間距不大于1100mm，錨索長(zhǎng)度6.1m。根據(jù)強(qiáng)度核算可知巷道圍巖支護(hù)設(shè)計(jì)滿(mǎn)足要求，但根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況觀測(cè)，有部分區(qū)域錨桿變形嚴(yán)重、巷幫片幫情況較多，部分區(qū)域出現(xiàn)兜底現(xiàn)象較為嚴(yán)重，由此推測(cè)內(nèi)部錨桿失效，此時(shí)圍巖處于無(wú)約束狀態(tài)，受應(yīng)力集中和采動(dòng)影響，巷道圍巖變形較大，因此應(yīng)適當(dāng)增強(qiáng)圍巖整體性，同時(shí)降低圍巖深部的應(yīng)力集中，減少區(qū)域破壞。

3 深孔預(yù)裂卸壓與巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)協(xié)同控制研究

3.1 深孔預(yù)裂卸壓原理

深孔預(yù)裂技術(shù)是指利用爆破產(chǎn)生的沖擊波使巖體裂隙萌生、擴(kuò)展和聚結(jié)，直至巖石破裂。深孔預(yù)裂一般分為壓縮區(qū)、破裂區(qū)和擾動(dòng)區(qū)[14]。由于爆破的不定向性，會(huì)使巖體破裂方向與預(yù)期偏差較大，不能形成完整的貫通裂隙，因此一般采用聚能爆破。聚能環(huán)兩側(cè)開(kāi)口，炸藥爆炸產(chǎn)生的沖擊波通過(guò)兩側(cè)開(kāi)口釋放能量，由此在預(yù)定方向產(chǎn)生壓縮區(qū)和破裂區(qū)，鉆孔之間的壓縮區(qū)和破裂區(qū)形成的貫通裂隙將頂板巖層切落，從而達(dá)到卸壓的目的[15-17]。

3.2 數(shù)值模擬研究

通過(guò)UDEC數(shù)值模擬軟件模擬預(yù)裂高度分別為10m、18m和24m的巷道圍巖受力和變形規(guī)律的影響和預(yù)裂角度為5°、10°、15°及20°巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律。根據(jù)所研究巷道的地質(zhì)條件和實(shí)際工程情況建立的數(shù)值計(jì)算模型，莫爾-庫(kù)倫模型取走向×高度=450m×59.1m，煤層和頂?shù)装鍘r層共7層，煤層平均埋深取700m。模型四周約束水平方向位移，底部約束垂直方向位移，上部施加等效于上覆巖層及表土層重量的均布載荷16.6MPa，測(cè)線沿巷道頂板布置，每隔4m設(shè)置1個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)，取巷道左側(cè)為X坐標(biāo)零點(diǎn)位置。通過(guò)布置測(cè)線，監(jiān)測(cè)巷道圍巖位移以及應(yīng)力變化規(guī)律。

3.2.1 預(yù)裂高度

根據(jù)數(shù)值模擬方案，對(duì)不同預(yù)裂高度下的側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律及圍巖變形破壞特征進(jìn)行分析研究，從而得出預(yù)裂高度與側(cè)向支承應(yīng)力分布、預(yù)裂高度與頂板位移之間的關(guān)系。不同預(yù)裂高度下，側(cè)向支承應(yīng)力曲線如圖5(a)所示，頂板垂直位移曲線如圖5(b)所示。

圖5 不同預(yù)裂高度下頂板豎向應(yīng)力和豎向位移曲線

由圖5(a)可知：側(cè)向支承應(yīng)力先升高后降低，且巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，應(yīng)力峰值位于左側(cè)實(shí)體煤壁處。而上覆巖層未預(yù)裂時(shí)的應(yīng)力峰值遠(yuǎn)高于預(yù)裂時(shí)的應(yīng)力峰值，這說(shuō)明預(yù)裂具有較好的卸壓效果；隨著預(yù)裂高度的增加，應(yīng)力峰值逐漸降低。預(yù)裂高度為18m和24m時(shí)，應(yīng)力峰值相近且向?qū)嶓w煤壁深處轉(zhuǎn)移。

由圖5(b)可知：巷道頂板巖層變形量逐漸增加，其原因在于巷道的開(kāi)挖使得巷道圍巖原有的應(yīng)力狀態(tài)破壞，上覆巖層垮落。在實(shí)體煤壁處，未預(yù)裂時(shí)巷道頂板變形量遠(yuǎn)大于預(yù)裂后巷道頂板變形量，說(shuō)明預(yù)裂具有較好的卸壓效果。隨著預(yù)裂高度增加，頂板變形量逐漸減小，頂板垮落效果變好。

綜合分析不同預(yù)裂高度下應(yīng)力位移規(guī)律，當(dāng)預(yù)裂高度為17m、24m時(shí)，巷道頂板應(yīng)力及變形量均相差較小。考慮實(shí)際工程中預(yù)裂高度越大施工難度越大，最終確定最佳預(yù)裂高度為17m。

3.2.2 深孔預(yù)裂卸壓預(yù)裂角度

不同預(yù)裂角度下，側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律曲線如圖6(a)所示，頂板垂直位移曲線如圖6(b)所示。

由圖6(a)可知：頂板應(yīng)力曲線先增加后降低，未預(yù)裂支承應(yīng)力總體上比預(yù)裂應(yīng)力大。說(shuō)明預(yù)裂能降低實(shí)體煤壁應(yīng)力，達(dá)到卸壓效果。未預(yù)裂及預(yù)裂角度為5°、10°、15°和20°時(shí)，煤壁左幫附近應(yīng)力峰值分別為46.32MPa、33.98MPa、35.38MPa、35.59MPa和36.84MPa。預(yù)裂后對(duì)比未預(yù)裂應(yīng)力峰值變化幅度分別為73.36%、76.38%、76.84%和79.53%。由此可知，隨著預(yù)裂角度的增加，應(yīng)力峰值逐漸增高。

由圖6(b)可知：未預(yù)裂及預(yù)裂角度為5°、10°、15°和20°時(shí)，煤壁左幫附近頂板最大變形量分別為618.3mm、500.6mm、473.7mm、439.9mm和488.4mm，預(yù)裂后位移分別為未預(yù)裂時(shí)最大變形量的80.96%、76.61%、71.15%和78.99%。由此可知，當(dāng)預(yù)裂角度為15°時(shí)，頂板位移最小，方便巷道支護(hù)。

綜上所述，預(yù)裂角度為15°時(shí)，巷道圍巖支承應(yīng)力峰值及變形量均較小，比未預(yù)裂時(shí)分別減小23.16%和28.85%。

3.3 深孔預(yù)裂方案

2803工作面進(jìn)風(fēng)巷深孔預(yù)裂爆破的設(shè)計(jì)方案和技術(shù)參數(shù)如下：距工作面?zhèn)让罕?00mm位置的頂板上施工一排預(yù)裂鉆孔，鉆孔與頂板夾角為15°，預(yù)裂鉆孔間距1200mm，孔徑48mm，孔深18m。炸藥采用3級(jí)煤礦許用乳化炸藥，藥卷直徑32mm，每孔裝藥卷數(shù)為43個(gè)，封泥長(zhǎng)度4m。每孔均勻布置6個(gè)同段毫秒延期電雷管，孔內(nèi)并聯(lián)連線。切頂方案如圖7所示。

3.4 巷道加強(qiáng)支護(hù)方案

沿空留巷中需要巷道加強(qiáng)支護(hù)，以保證切頂后留巷效果。加強(qiáng)方案為“錨索+單體支柱”方式，在靠近切眼側(cè)沿巷道補(bǔ)打一排?21.6mm×10300mm的鋼絞線錨索；超前工作面30m范圍與滯后工作面200m范圍內(nèi)均需支設(shè)單體支柱，并在滯后工作面120m范圍內(nèi)布置液壓支架。

4 工程應(yīng)用效果分析

通過(guò)工業(yè)性試驗(yàn)進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)，在下巷距離工作面30m、55m、80m分別布置3個(gè)測(cè)點(diǎn)，對(duì)頂?shù)装寮皟蓭鸵平窟M(jìn)行監(jiān)測(cè)。進(jìn)風(fēng)巷各測(cè)點(diǎn)變形量曲線如圖8所示。由圖8可以發(fā)現(xiàn)：

圖8 進(jìn)風(fēng)巷各測(cè)點(diǎn)巷道變形量曲線

1)1#監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉最大值為104mm，底板鼓起最大值63mm，下幫收斂最大值為197mm，上幫收斂最大值450mm。1#監(jiān)測(cè)點(diǎn)實(shí)體煤側(cè)幫最大變化率12mm/d，采空區(qū)側(cè)幫最大變化率64mm/d，頂板下沉最大變化率8mm/d，底鼓最大變化率5mm/d。

2)2#監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉最大值為145mm，底板鼓起最大值240mm，下幫收斂最大值為335mm，上幫收斂最大值500mm；下幫最大日變化量15mm/d，上幫最大變化率45mm/d，頂板下沉最大變化率10mm/d，底板鼓起最大變化率7mm/d。

3)3#監(jiān)測(cè)點(diǎn)初始觀測(cè)位置距工作面80m，至本循環(huán)觀測(cè)結(jié)束進(jìn)入留巷段約85m。根據(jù)數(shù)據(jù)分析，監(jiān)測(cè)期間監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉最大值為165mm，底板鼓起最大量215mm，下幫收斂最大量為241mm，上幫收斂最大量446mm。該測(cè)點(diǎn)各監(jiān)測(cè)值的變化趨勢(shì)與1#測(cè)點(diǎn)相同。

對(duì)比可知，各測(cè)點(diǎn)回采巷道的變化趨勢(shì)基本相同。隨著工作面的推進(jìn)回采巷道變形量逐漸增大；當(dāng)測(cè)點(diǎn)滯后工作面0～20m時(shí)，回采巷道變形量迅速增大；測(cè)點(diǎn)滯后工作面20～80m時(shí)回采巷道變形量持續(xù)增大，但增長(zhǎng)速度逐漸減?。划?dāng)測(cè)點(diǎn)滯后工作面80m后回采巷道變形量趨于穩(wěn)定。但2#和3#監(jiān)測(cè)點(diǎn)處回采巷道變量明顯大于1#監(jiān)測(cè)點(diǎn)，這主要是由于1#測(cè)點(diǎn)位于初次來(lái)壓期間，受采動(dòng)影響較小。

5 結(jié) 論

針對(duì)陳四樓煤礦工作面巷道支護(hù)困難，通過(guò)理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)等方法，提出了深孔預(yù)裂卸壓與巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)協(xié)同控制方法，模擬得到了最佳的預(yù)裂高度、預(yù)裂角度及支護(hù)方案，通過(guò)工業(yè)性試驗(yàn)與現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)驗(yàn)證了該方案的可行性。

1)通過(guò)聚能環(huán)爆破可有效增強(qiáng)定向爆破能力，確保爆破能量充分利用。單個(gè)鉆孔預(yù)裂半徑可達(dá)600～700mm。

2)分析了沿空留巷圍巖力學(xué)特性與支護(hù)強(qiáng)度，得到圍巖強(qiáng)度弱和支護(hù)強(qiáng)度較低是巷道變形嚴(yán)重的原因，提出應(yīng)從改善圍巖應(yīng)力狀況和支護(hù)強(qiáng)度上控制巷道變形。

3)隨著預(yù)裂高度增加，側(cè)向支承應(yīng)力峰值降低，相應(yīng)的巷道頂板變形量逐漸減小，頂板垮落效果變好。隨著預(yù)裂角度增大，側(cè)向支承應(yīng)力先增加后降低，巷道頂板位移量逐漸減小。確定最佳預(yù)裂高度為17m。

4)預(yù)裂角度越大，巷道圍巖變形量越小。預(yù)裂角度為15°時(shí)，巷道圍巖支承應(yīng)力峰值及變形量均較小，比未預(yù)裂時(shí)分別減小23.16%和28.85%。確定最佳預(yù)裂角度為15°。

5)加強(qiáng)支護(hù)方案中，相比原支護(hù)增加了加強(qiáng)錨索，頂板最大累計(jì)下沉量在200mm左右，巷道左幫最大累計(jì)移近量為70mm左右，相較普通支護(hù)減少了65%。通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，同一回采期間，距工作面相同距離處，進(jìn)風(fēng)巷變形量要明顯高于中間巷和回風(fēng)巷。