高曉進(jìn)，張 震，徐 剛，黃志增，海永夫

(1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013；3.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013)

近年來，我國煤礦開采深度不斷增大，軟巖巷道受回采動壓強(qiáng)烈擾動影響增加，圍巖自穩(wěn)性更差，巷道應(yīng)力環(huán)境動態(tài)變化更加復(fù)雜，支護(hù)難度增加[1-3]。為滿足安全生產(chǎn)需求，巷道需多次拉底擴(kuò)幫返修，巷道返修工程量增加，不僅浪費(fèi)人力物力，也不利于礦井的安全生產(chǎn)管理[4-5]。

鑒于軟巖動壓巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境和圍巖變形特征，目前國內(nèi)外學(xué)者主要聚焦于巷道圍巖及頂板穩(wěn)定性控制。林健[6]等基于軟巖賦存特征，提出了高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)系統(tǒng)，使得巷道淺層圍巖形成穩(wěn)固的承載結(jié)構(gòu)，控制巷道強(qiáng)烈變形；徐佑林[7]等基于圍巖應(yīng)力控制原理，提出了“三軟”煤層巷道淺部巖層卸壓-應(yīng)力轉(zhuǎn)移-高預(yù)緊力錨索加固的圍巖綜合控制技術(shù)；康紅普[8]等研究了千米深井軟巖巷道在高地應(yīng)力與超長工作面強(qiáng)采動應(yīng)力疊加作用下圍巖大變形機(jī)理，提出了錨桿與錨索強(qiáng)力支護(hù)-注漿改性-水力壓裂卸壓協(xié)同控制理念；王曉卿[9]等分析了高應(yīng)力軟巖巷道圍巖變形機(jī)理，利用淺孔注 漿+安裝錨索束的控制方法，改善高應(yīng)力軟巖巷道底臌情況；楊勝江[10]等研究了超前支承壓力動態(tài)前移規(guī)律和斷層附近應(yīng)力重新分布特征，提出了在工作面終采線附近人為制造構(gòu)造裂隙，阻斷超前應(yīng)力，解決了超前應(yīng)力造成的巷道圍巖失穩(wěn)；謝生 榮[11]等基于深井軟巖巷道的“應(yīng)力恢復(fù)、圍巖增強(qiáng)、固結(jié)修復(fù)和主動卸壓”控制理念，提出了深部軟巖巷道錨噴注強(qiáng)化成拱及強(qiáng)化支護(hù)控制技術(shù)；李為騰[12]等分析了高應(yīng)力軟巖圍巖變形破壞及支護(hù)失效規(guī)律，提出采用方形鋼管約束混凝土拱架支護(hù)體系控制巷道圍巖穩(wěn)定性。

綜上所述，眾多學(xué)者對軟巖動壓巷道開展了大量卓有成效的圍巖控制技術(shù)的研究，結(jié)果表明僅僅依靠單一的圍巖控制手段不能有效地解決巷道圍巖大變形的難題。本文以內(nèi)蒙古平莊礦區(qū)風(fēng)水溝煤礦為工程背景，分析了軟巖動壓巷道變形機(jī)制和圍巖應(yīng)力分布特征，提出了頂板雙主動爆破卸壓預(yù)制頂板裂隙帶阻斷超前支承應(yīng)力傳遞路徑、U型鋼支架配合錨索高預(yù)應(yīng)力支護(hù)協(xié)同控制技術(shù)，可為類似地質(zhì)條件下的軟巖巷道圍巖變形控制提供參考。

1 工程概況

內(nèi)蒙古平莊煤業(yè)集團(tuán)風(fēng)水溝煤礦主采煤層為5煤和6煤。5煤膠帶巷內(nèi)布置帶式輸送機(jī)，是開采5煤的主要運(yùn)輸巷道，巷道斷面為直墻半圓拱，凈斷面尺寸3800 mm×3200 mm，采用U29型鋼支架+噴漿支護(hù)形式，大巷保護(hù)煤柱尺寸90 m，巷道底板巖性為泥巖，地質(zhì)柱狀如圖1所示。5煤頂板以砂巖為主，巖石中的黏土礦物成分含量較大。頂?shù)装鍘r性屬于膨脹性極強(qiáng)的軟弱巖層。

圖1 綜合地質(zhì)柱狀圖Fig.1 Comprehensive geological histogram

爆破試驗區(qū)域為5-1C東七片工作面對應(yīng)膠帶巷內(nèi)，膠帶巷平面布置如圖2所示，工作面面長231.5 m。該區(qū)域埋深平均453 m，在以往5煤東翼工作面回采過程中，受鄰近工作面回采動壓影響，膠帶巷底臌和兩幫收斂變形嚴(yán)重。

圖2 5-1C東七片工作面平面布置Fig.2 Layout of the seventh face in east of 5-1C coal seam

2 軟巖動壓巷道圍巖變形機(jī)制

2.1 軟巖動壓巷道圍巖變形特征

內(nèi)蒙古平莊礦區(qū)是我國典型的軟巖礦區(qū)[13]，風(fēng) 水溝煤礦受采場動壓影響，軟巖巷道底板撓曲變形強(qiáng)烈，兩幫位移收斂劇烈，如圖3所示。采區(qū)主要大巷變形破壞影響區(qū)域超前工作面150 m。當(dāng)超前工作面100 m左右時，大巷圍巖變形主要表現(xiàn)為非對稱性整體收斂破壞，U型鋼支架破損嚴(yán)重，拱頂、拱底、柱腿壓彎折斷，混凝土底板開裂嚴(yán)重，兩幫整體移近量1000 mm以上，底板底臌量1500～2000 mm。巷道返修工程量大，維護(hù)成本高，安全管理難度增加。

圖3 采區(qū)主要大巷變形情況Fig.3 Deformation of main roadways

2.2 軟巖動壓巷道圍巖變形機(jī)制

(1) 5煤頂?shù)装鍨楣探Y(jié)程度低、層面聯(lián)結(jié)力差、膨脹性較高的砂巖、泥巖。巷道圍巖不僅強(qiáng)度低，而且塑性區(qū)大，蠕變特性顯著，自穩(wěn)能力較差，一旦巷道錨桿(索)、U型鋼支架等支護(hù)失效后，圍巖完整性破壞嚴(yán)重。

(2) 風(fēng)水溝煤礦軟巖采場超前支承壓力分布規(guī)律特點(diǎn)為動壓影響范圍廣，峰值超前工作面遠(yuǎn)，應(yīng)力集中程度高。現(xiàn)場煤體應(yīng)力監(jiān)測結(jié)果表明，工作面回風(fēng)巷側(cè)超前支承壓力影響范圍190～211 m，應(yīng)力峰值超前工作面10～44 m，應(yīng)力集中系數(shù)平均1.58～3.70，支承壓力顯著變化區(qū)平均40～100 m，測點(diǎn)應(yīng)力監(jiān)測結(jié)果見表1。

表1 測點(diǎn)應(yīng)力監(jiān)測結(jié)果Table 1 Result of measuring point

風(fēng)水溝煤礦采區(qū)主要大巷與工作面終采線平行布置，保護(hù)煤柱尺寸90～100 m，而超前支承壓力分布范圍200 m左右，受兩側(cè)工作面回采擾動影響明顯，兩側(cè)工作面回采后，均在采區(qū)主要大巷保護(hù)煤柱上形成較高水平的殘余支承壓力，且形成應(yīng)力疊加，應(yīng)力水平進(jìn)一步升高。巷道局部圍巖產(chǎn)生明顯破壞，一旦圍巖應(yīng)力增長過快，則會導(dǎo)致軟巖塑性區(qū)進(jìn)一步增大，抗災(zāi)害能力顯著降低。

(3) 采區(qū)主要大巷支護(hù)普遍采用U29型鋼支架及150 mm厚的噴漿支護(hù)形式。雖然U型鋼可縮性支架具有增阻速度快、支護(hù)強(qiáng)度高和可縮性等優(yōu)點(diǎn)，但是U型鋼支架在實(shí)際承載過程中，支架拱部承受載荷較低，支架肩窩與幫部承受載荷較大，作為被動支護(hù)形式，U型鋼與巷道圍巖相互作用關(guān)系較差，不能有效控制巷道圍巖變形。

3 “雙主動”超前爆破預(yù)制頂板裂隙帶應(yīng)力弱化防控機(jī)制

根據(jù)軟巖巷道變形特征和破壞機(jī)制，開展了以“雙主動”超前卸壓為主、支護(hù)為輔的切頂卸壓、降低圍巖應(yīng)力、減小巷道圍巖位移量的關(guān)鍵技術(shù)研究，提出了軟巖高應(yīng)力巷道長短孔爆破雙主動超前斷頂卸壓+U型鋼支架配合錨索協(xié)同支護(hù)控制技術(shù)。

3.1 頂板雙主動超前爆破卸壓機(jī)理

3.1.1 頂板卸壓控制思路

深孔爆破雙主動超前斷頂卸壓[14]是從切斷頂板力源傳遞路徑、降低傳遞到兩幫及底板壓力的角度出發(fā)，當(dāng)工作面前方對應(yīng)的主體巷道與終采線附近煤巖體未受動壓顯現(xiàn)影響時，分別在主體巷道保護(hù)煤柱、工作面終采線附近的頂板上，每隔一定距離布置一定深度的爆破孔，如圖4所示，在不同高度的上下兩排鉆孔，使巷道圍巖在頂板高位和低位巖層的指定走向及傾向方向形成2個一定長度和深度的預(yù)裂面。

圖4 協(xié)同控制技術(shù)示意Fig.4 Schematic diagram of collaborative control technology

在保護(hù)煤柱區(qū)域礦壓開始顯現(xiàn)，還未在巷道周邊形成應(yīng)力集中區(qū)時，預(yù)裂面進(jìn)一步發(fā)展，破壞了巖體的連續(xù)性。工作面進(jìn)入回采末期，推進(jìn)至終采線時，由于前期在終采線附近的高位和低位巖層中預(yù)制了爆破裂隙弱化帶，爆破裂隙和采動裂隙溝通，覆巖及時垮落并充滿采空區(qū)，改變了頂板來壓強(qiáng)度和來壓面積，同時對高位穩(wěn)定巖層形成支撐作用，降低了煤柱區(qū)與工作面附近巖體的壓力。煤柱區(qū)形成的高低位爆破裂隙弱化帶對上覆巖層壓力和超前壓力產(chǎn)生一定的隔離效果，使得上覆巖層傳遞給底板及巷道兩幫巖層的壓力大幅減小。

深孔爆破雙主動超前斷頂卸壓的核心是工作面終采線附近的高低位頂板及時垮落充滿采空區(qū)，形成自充填體，抑制高位穩(wěn)定巖層頂板運(yùn)移，降低頂板實(shí)體的受力，同時高位頂板爆破裂隙弱化帶也起到阻斷采空區(qū)側(cè)應(yīng)力傳遞路徑的作用；主體巷道保護(hù)煤柱頂板的高低位爆破裂隙阻斷了采動應(yīng)力向大巷方向的傳遞路徑，將巷道附近的高應(yīng)力削弱或轉(zhuǎn)移到遠(yuǎn)離巷道的煤巖體內(nèi)部，降低巷道周圍的應(yīng)力集中程度，達(dá)到使巷道處于低壓區(qū)的目的。

3.1.2 高低位爆破裂隙帶應(yīng)力分布特征

地層中的斷裂構(gòu)造不論規(guī)模大小，都會影響到附近巖體的完整性和連續(xù)性以及地應(yīng)力場的分布，與巖體完整區(qū)域相比，斷裂構(gòu)造一側(cè)是相對低應(yīng)力區(qū)[15-17]，另一側(cè)是高應(yīng)力區(qū)。斷層工作面超前支承壓力分布規(guī)律表明，受斷裂構(gòu)造影響，靠近工作面回采一側(cè)，超前支承壓力前移至斷層影響區(qū)域，與斷裂構(gòu)造自身的構(gòu)造應(yīng)力場發(fā)生疊加，應(yīng)力場重新分布，斷層影響區(qū)域應(yīng)力水平和應(yīng)力峰值提高，影響范圍擴(kuò)大。受斷層內(nèi)巖體不連續(xù)性影響，斷裂構(gòu)造影響區(qū)域另一側(cè)應(yīng)力分布仍保持原有的構(gòu)造應(yīng)力特征，為低應(yīng)力區(qū)。

在巷道頂板深部深孔爆破后，形成的爆破裂隙弱化帶相當(dāng)于高差為零的斷層，其構(gòu)造應(yīng)力分布特征參考斷裂構(gòu)造分析。如圖5所示，由于頂板的完整性發(fā)生破壞，在采場回采一側(cè)采動支承壓力和構(gòu)造應(yīng)力相互疊加，而非回采一側(cè)不產(chǎn)生疊加效應(yīng)，只受爆破裂隙弱化帶構(gòu)造應(yīng)力場的影響。對于落差在0～5 m的斷層，構(gòu)造應(yīng)力集中系數(shù)為1.2[10]。構(gòu)造應(yīng)力場對煤層非回采側(cè)的影響小于超前支承壓力對其的影響。

圖5 采動影響下爆破裂隙帶應(yīng)力分布[10]Fig.5 Stress distribution of blast fracture zone under the influence of mining[10]

由文獻(xiàn)[16]可知，無論是平移斷層、正斷層還是逆斷層，斷層構(gòu)造應(yīng)力場寬度與斷層長度相關(guān)，變化曲線符合冪指數(shù)函數(shù)，劇烈影響區(qū)域和最大斷層影響帶寬度的比值約為0.167。斷層劇烈影響區(qū)域與對應(yīng)的最大斷層影響帶寬度見表2。

表2 斷層劇烈影響區(qū)域與對應(yīng)的最大斷層影響帶寬度Table 2 Severely affected area of the fault and the width of the corresponding maxim um fault-influenced zone

爆破裂隙弱化帶兩側(cè)錯距為零，采用平移斷層擬合曲線公式計算構(gòu)造應(yīng)力場寬度為

式中，d0為構(gòu)造應(yīng)力場寬度，m；L為斷層長度，km。

風(fēng)水溝煤礦5煤膠帶巷爆破段試驗長度即爆破裂隙帶長度L=0.1 km，爆破裂隙帶構(gòu)造應(yīng)力場寬度為25.9 m，劇烈影響區(qū)域?qū)挾葹?.3 m，構(gòu)造應(yīng)力場集中系數(shù)最大為1.2。根據(jù)風(fēng)水溝煤礦采場超前支承壓力分布規(guī)律可知，距工作面煤壁70～100 m時，應(yīng)力集中系數(shù)為1.27～1.50，在大巷內(nèi)進(jìn)行長短孔超前爆破卸壓后，應(yīng)力集中程度顯著降低。

3.2 U型鋼支架-錨索協(xié)同支護(hù)原理

在工作面對應(yīng)的主體巷道未受到動壓影響之前，在U型鋼支架支護(hù)的基礎(chǔ)上，及時在頂板和煤幫補(bǔ)打錨索，施加高預(yù)應(yīng)力并進(jìn)行有效擴(kuò)散，強(qiáng)化巷道圍巖強(qiáng)度和結(jié)構(gòu)，形成高預(yù)緊力錨固體，抵抗圍巖變形，同時也減小了頂板和幫部松動煤巖體對底板的作用力，從而減小底臌量。同時由于錨索預(yù)緊力的施加，降低了深孔爆破對巷道圍巖的損傷，抑制了新的節(jié)理、裂隙等結(jié)構(gòu)面產(chǎn)生的擴(kuò)容變形，提高了巷道圍巖承載能力。

4 現(xiàn)場實(shí)踐及應(yīng)用效果

4.1 巷道圍巖及頂板控制方案

4.1.1 “長短孔”雙主動超前爆破頂板卸壓方案

在5-1C東七片工作面運(yùn)輸巷、軌道巷及5煤膠帶巷內(nèi)施工卸壓鉆孔，利用“長短孔”雙主動超前爆破技術(shù)處理工作面頂板，達(dá)到巷道卸壓的目的。深孔爆破卸壓方案如圖6所示。

圖6 巷道深孔爆破鉆孔布置Fig.6 Deep hole blasting drilling arrangement of roadways

5-1C東七片工作面運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷終采線附近，切頂高度為33.5 m，鉆孔預(yù)裂切頂角度為30°，45°，炮孔深度分別為62，43 m，炮孔直徑75 mm。在5煤膠帶巷內(nèi)施工上下兩層卸壓炮孔，鉆孔間距5 m，鉆孔仰角分別為32°和15°，鉆孔孔深分別為63，57 m，炮孔直徑75 mm。

4.1.2 U型鋼支架-錨索協(xié)同支護(hù)方案

巷道頂板支護(hù)方案：在巷道頂板采用錨索和鋼筋網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，頂錨索規(guī)格為φ21.8 mm×7200 mm，頂錨索規(guī)格為φ21.8 mm×4800 mm，間排距為1000 mm×800 mm，頂錨索位置以巷道中心開始向兩側(cè)布設(shè)，每排5根錨索，幫部各2根錨索，如圖7所示。

圖7 巷道加強(qiáng)支護(hù)方案Fig.7 Roadway strengthened support scheme

4.2 試驗效果分析

4.2.1 基于電磁波CT煤巖體爆破裂縫擴(kuò)展分析

電磁波在同一礦區(qū)煤巖體中傳播時，煤巖體物理力學(xué)性質(zhì)和所處應(yīng)力環(huán)境較接近，對電磁波傳播衰減影響較小。煤巖體裂隙帶和結(jié)構(gòu)面越發(fā)育，電磁波能量損失越大，電磁波的傳播衰減程度隨之增大[18-20]。根據(jù)電磁波衰減特性，判斷目標(biāo)巖體深孔爆破前后電磁波衰減情況，分析電磁波衰減與煤層裂隙的相關(guān)性，利用電磁波CT探測卸壓前后的煤體裂隙網(wǎng)絡(luò)系統(tǒng)，對比分析深孔爆破卸壓效果。

在5煤膠帶巷“長短孔”雙主動超前爆破前后，利用電磁波CT探測技術(shù)分析目標(biāo)區(qū)域爆破裂隙發(fā)育情況與電磁波衰減的相關(guān)性，采用“定接+同步”的完備測量方式實(shí)現(xiàn)爆破區(qū)域的全覆蓋測量，發(fā)射機(jī)鉆孔和接收機(jī)測量間距5 m，全覆蓋跨孔電磁波CT測量方式如圖8所示。爆破鉆孔長度54 m，受頂板爆破卸壓后的鉆孔塌孔影響，探測深度26 m，爆破鉆孔位于發(fā)射機(jī)鉆孔和接收機(jī)鉆孔中間，各距探測鉆孔2.5 m。

圖8 CT觀測布置Fig.8 CT observation layout

電磁波視吸收系數(shù)是反映電磁波衰減程度的指標(biāo)。深孔爆破前后，同一區(qū)域的電磁波視吸收系數(shù)存在差異性，根據(jù)這種差異性，推測爆破裂隙分布區(qū)域，CT掃描成像二維圖如圖9所示。A區(qū)位于孔深19～26 m、鉆孔間距1.0～3.8 m范圍內(nèi)，電磁波視吸收系數(shù)為10.0～19.5 dB/m；B區(qū)位于孔深15.5～21.0 m、鉆孔間距0～1.6 m范圍內(nèi)，電磁波視吸收系數(shù)為10.0～15.5 dB/m；C區(qū)位于孔深15.5～21.0 m、鉆孔間距2.8～5.0 m范圍內(nèi)，電磁波視吸收系數(shù)為10.0～16.5 dB/m；D區(qū)電磁波視吸收系數(shù)為2.0～8.0 dB/m，表明A，B，C區(qū)電磁波衰減呈現(xiàn)異常特征，A區(qū)為高吸收異常透視區(qū)域。

圖9 爆破后CT成像Fig.9 CT image after blasting

爆破孔和探測孔除正常濕式打眼施工外，目標(biāo)區(qū)域煤巖體無異常淋水現(xiàn)象，可排除水對電磁波衰減異常影響。爆破鉆孔區(qū)域無構(gòu)造發(fā)育，A，B，C，D區(qū)煤巖體介質(zhì)較均一。因此，推測可知，A，B，C區(qū)煤巖體完整性較差，內(nèi)部裂隙、破裂面較發(fā)育，D區(qū)煤巖體完整性保持較好，裂隙發(fā)育素描圖如圖10所示。

圖10 爆破裂隙發(fā)育區(qū)素描Fig.10 Development zone sketch of blasting fissure

深孔爆破后發(fā)射機(jī)鉆孔窺視結(jié)果(圖11)表明，受深孔爆破震動影響，16～21 m煤巖體內(nèi)原生裂隙與爆破裂隙導(dǎo)通，完整性遭到破壞，CT掃描結(jié)果與鉆孔窺視結(jié)果較吻合。電磁波CT掃描二維圖素描后，深孔爆破破壞直徑不低于2.8 m。爆破鉆孔26 m以后出現(xiàn)塌孔，表明爆破效果良好，5 m鉆孔間距能夠有效預(yù)制頂板裂隙帶。

圖11 爆破后鉆孔窺視Fig.11 Drilling peep after blasting

4.2.2 膠帶巷礦壓監(jiān)測分析

在5-1C東七片工作面未回采前，工作面對應(yīng)的5煤膠帶巷內(nèi)布置了變形監(jiān)測分站，采用“十字布點(diǎn)法”監(jiān)測巷道圍巖表面變形量；5煤膠帶巷靠近工作面?zhèn)让褐鶅?nèi)布置了10 m長鉆孔應(yīng)力計，監(jiān)測煤體垂直應(yīng)力。對工作面回采前后巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果進(jìn)行對比分析(圖12(a))，膠帶巷兩幫移近量小于16 mm，膠帶巷頂?shù)装逡平啃∮?8 mm；回采前后煤體垂直應(yīng)力監(jiān)測結(jié)果對比分析顯示(圖12(b))，應(yīng)力變化幅度上下不超過5%，說明5煤膠帶巷未受5-1C東七片工作面回采動壓擾動影響，長短孔雙主動爆破+U型鋼支架與錨索協(xié)同支護(hù)方案實(shí)施以后，膠帶巷變形及圍巖應(yīng)力趨于穩(wěn)定。

圖12 膠帶巷變形及煤體應(yīng)力監(jiān)測Fig.12 Deformation of belt roadway and coal stress monitoring

5 結(jié)論

(1) 風(fēng)水溝煤礦軟巖采場超前支承壓力影響范圍199.3 m，應(yīng)力峰值超前工作面30.0 m，應(yīng)力集中系數(shù)平均2.90，支承壓力顯著變化區(qū)40～100 m，具有動壓影響范圍廣，峰值超前工作面遠(yuǎn)，應(yīng)力集中程度高的特點(diǎn)。

(2) 基于風(fēng)水溝煤礦軟巖采場動壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈和采區(qū)主要巷道支護(hù)薄弱的特點(diǎn)，構(gòu)建了以頂板深部高低位巖層應(yīng)力弱化為主、淺部圍巖高強(qiáng)支護(hù)為輔 的雙主動超前斷頂卸壓+高強(qiáng)支護(hù)協(xié)同控制技術(shù)體系，解決了軟巖巷道圍巖大變形控制難題。

(3) 雙主動超前爆破預(yù)制頂板裂隙帶是在主體巷道保護(hù)煤柱與終采線的頂板高位、低位巖層形成預(yù)裂面阻擋應(yīng)力傳播路徑，改善采空區(qū)巖層冒落情況，改變頂板來壓強(qiáng)度和來壓面積，降低煤柱區(qū)與工作面附近巖體的壓力。

(4) 基于煤體應(yīng)力、電磁波CT、鉆孔窺視、巷道表面位移等，開發(fā)了以保護(hù)巷道頂板淺部圍巖、破壞深部圍巖的綜合成套監(jiān)測技術(shù)體系。爆破段產(chǎn)生大范圍新生裂隙，擴(kuò)展直徑不低于2.8 m，新生裂隙發(fā)育狀態(tài)良好；煤體應(yīng)力增幅不超過5%；兩幫及頂?shù)装逡七M(jìn)量均低于20 mm；雙主動超前卸壓護(hù)巷效果良好。