深井高应力综放沿空掘巷围岩控制技术①

孙凯

(中煤集团上海大屯能源股份有限公司姚桥煤矿，江苏沛县 221611)

深井高应力综放沿空掘巷围岩控制技术①

孙凯②

(中煤集团上海大屯能源股份有限公司姚桥煤矿，江苏沛县 221611)

随着矿井开采向深部延伸，工程地质环境日趋复杂，使得深部煤巷支护愈加困难，为了更好地解决深部综放沿空掘巷的支护问题，在地应力测试和岩石力学试验的基础上，分析了深部综放沿空掘巷变形机理，并针对其破坏特征，通过数值计算、理论与工程类比相结合的研究方法，确定了掘巷留设窄煤柱的合理宽度、支护方案和参数，工程应用效果表明，这种综合研究方法有效地控制了沿空掘巷围岩的变形问题，为控制深部复杂高应力综放沿空掘巷变形提供了理论依据与技术途径。

深部高应力;沿空掘巷;数值模拟;煤柱;围岩控制技术

自上世纪九十年代中后期，综采放顶煤开采作为厚煤层主导采煤技术在我国煤矿推行以来，综放沿空掘巷技术也开始有针对性研究和应用。并成为矿山压力研究暨采煤工作面巷道支护的重要课题之一。经过学者、工程技术人员的多年研究，沿空掘巷支护理论和实践两方面均取得一定的成果和经验。但随着矿井开采深度的延伸，原岩应力升高，工程地质环境复杂性的增加，以及原岩应力与回采动压叠加影响等，深部综放沿空掘巷的围岩控制在一些特殊工程环境中愈来愈困难。高应力场的形成与判定及对巷道的作用关系;窄煤柱的合理留设及稳定性控制;锚杆支护巷道锚固体与围岩的相互作用关系等均有待进一步研究。多年来，姚桥矿回采工作面材料道以沿空掘巷留设煤柱来保护巷道，留设煤柱多以经验为主。研究地应力场的形成对巷道的影响;原岩应力与综放采动应力叠加对沿空掘巷的影响;深部沿空掘巷锚网支护条件下合理留设窄煤柱的研究等，是当前安全生产亟待重视和解决的重大问题。应用地应力实测—锚杆(索)支护设计—工程监控这一成套支护技术是解决以上问题的一种有效手段［1］。

1 工程基础研究

1.1 工程概况

姚桥煤矿是大屯矿区的主产矿井之一，年产430万t。姚桥井田位于江苏省沛县西北，大部在杨屯乡与山东省微山县张楼乡境内，北与大屯矿井龙东煤矿接壤，西北与徐州矿务局三河尖煤矿毗邻，南与大屯矿区徐庄煤矿毗邻，东邻微山三号井。井田地势平坦，地形略向东北倾斜，西南略高，陆地地面标高+33.54～37.47m，地表广泛分布古黄河泛滥的砂质粘土，平均厚度177m。井田内湖区部分湖底标高+32m。姚桥地质构造位于丰沛煤田丰沛复向斜北缘，构造形态与含煤受区域地质构造的控制。受南北向压扭应力影响，生成北向之背斜，后经燕山运动强烈构造作用，产生不同方向的断裂，切割了原来的褶皱而形成当前构造形态。受区域构造的影响，井田内断裂构造较发育。

姚桥煤矿中央采区(－650m～－850m)位于该矿二水平中部东至东五下山，西至西九下山，采区对应地面标高+33.37m，二水平主采煤层为山西组7#煤层，煤层厚度最大5.9m，最小4.7m，煤层厚度平均5.6m，煤层倾角平均为11°，煤质中硬，裂隙较发育。采区工作面沿倾斜两翼布置，工作面上巷采用沿空掘巷，采煤方法，采用综采放顶煤技术。中央采区地质环境复杂，巷道整体呈现出高应力、大变形、支护难等特点，造成工作面两侧巷道在回采期间矿压显现剧烈、围岩变形破坏严重，其表现为，4m余宽的巷道两帮收敛近2m，超前支护达100余米之多，工作面切眼上下出口几近闭合。随着工作面布置深度的增加，矿压显现将愈加剧烈。在高应力区控制下的回采巷道支护再沿用一般支护技术已不能满足安全生产的需要。针对这种情况，应用三维地应力测试技术探求力源，从宏观角度分析应力场的形成，研究巷道围岩破坏与稳定性机理的关系［2～3］。提出深部沿空掘巷科学、有效的支护方式与参数使巷道满足安全生产需要十分必要。

实测地应力数据与岩石物理力学参数构成下一步模拟计算与巷道设计的基础。

1.2 三维地应力实测

本次地应力实测采用中国矿业学院研制的三维地应力测试系统，系统核心传感器为自制的以环氧树脂为基质的空心包体应变计，型号为YH3B－4型环氧树脂三轴应变计，该传感器的突出优点为，防潮、防水;弹性好、模量低、变形量大，可将岩石变形放大多倍，提高了测量的灵敏度和精确度。配套研制的专用工具与钻机结合使实测十分简便、快速，且可靠、成功率高。

根据工程的实际需要，7009工作面沿空掘巷埋深平均约800m，在中央采区附近确定了两处现场测量地点，分别在－850水平中央采区下部车场和－650东七煤仓处。两处地点分别揭露7#煤老顶砂岩和底板。测量十分成功。实测地应力的大小和方向见表1。

表1 主应力大小与方向

1.3 煤岩物理力学性质

在中央采区多次采样，分别对7#煤、顶底板岩石进行了物理力学性质测试。7#煤单轴抗压强度17～27MPa，属中硬煤层，但煤体裂隙发育，块状及粉末状，极易粉碎;7#煤顶板除少量泥岩伪顶外，直接顶为砂质泥岩，抗压强度平均35.5MPa，底板为泥岩或泥质砂岩，团状无层理结构，裂隙发育，组份中以泥质成份为主，易破碎。

针对中央采区巷道围岩变形大的情况，对巷道顶、底板岩层进行了X衍射矿物成份定性定量分析，其分析实验由中国矿业大学测试分析中心完成，采用日本理学X射线衍射系统D/MAX－－ⅢB型仪器，按原石油工业部颁布的标准测试。测试分析结果见表2。

表2 7#煤顶底板X衍射矿物成份测试表

实验表明：巷道顶、底板围岩中矿物的泥质成份主要是高岭石和伊/蒙混层，其中遇水易膨胀的蒙脱石含量很小，但占泥质成分33%的伊利石+伊/蒙混层及易潮解，致使岩石损伤。

1.4 巷道围岩破坏机理与特征分析

中央采区巷道破坏的主要原因在于该区域的复杂地质工程环境［4～5］。根据地应力实测、岩性试验分析等表明，影响巷道变形破坏主要因素及特征有以下几点：

1.4.1 地应力与地应力场

－650水平地应力测点地处多条断层组成的断层带，且在一向斜的轴部，从测试结果分析，最大主应力σl为17.24MPa，与铅垂方向成106.03°夹角，近似水平，和X轴(东西向)近似正交(夹85.86°角)，而该处向斜的轴线恰好沿东西方向，即最大主应力与向斜轴接近正交，表明该处以构造应力为主，中间主应力σ2与东西方向(X轴)有较小的夹角(32.93°)。从－650水平测点处巷道布置情况看，最大主应力的方向与东西向的水平大巷和工作面回采煤巷的夹角较大，已对巷道施加了水平剪力，对巷道的维护十分不利。

－850水平近铅垂方向的应力σ1= 23.04MPa，与铅垂方向夹角为9.48°，与上覆岩层的自重应力YH(Y取2.3～2.5)基本相当。两个水平应力σ2和σ3相差不太大，σ2与东西方向成11.98°夹角，σ3与南北向成172.22°夹角，说明－850区域属自重应力场型。

中央采区两个测点实测数据表明，－650到－850m应力场的形成从水平构造应力随着深度的变化逐渐演化为自重应力为主(这种变化，有待更多实测及深入研究验证)，不论是构造应力，还是自重应力数值均很高，可以判明该区域处于典型高应力控制之下。

1.4.2 岩石物理力学性质

中央采区7#煤层顶底板为泥岩、砂质泥岩，或砂质泥岩与细砂岩互层，但岩层存赋不稳定，岩性胶结差，裂隙发育，岩石泥质成份中，主要矿物成份为高岭石、伊利石及伊蒙混层矿物、碎屑等占95%。伊蒙混层宜受潮解、风化、膨胀;岩石的软化系数较大，在3～0.15之间;顶板泥岩RQD指标为50%。RQD很差。围岩力学性质测试表明：泥岩、砂质泥岩的岩石工程质较差，由于岩体内部节理裂隙发育，造成岩体整体强度较低。巷道在受到上部回采工作面采动影响后，围岩的破碎松动范围扩大，进而使岩层性质弱化［5］。

1.4.3 工程因素

由于对采区的高应力状况缺乏深刻认识，原支护设计的整体支护强度不高，针对性不强，致使整体巷道承载结构弱;造成岩体内部节理裂隙扩展，强度降低，造成巷道围岩出现碎胀变形，产生显著的塑性流动变形;巷道在受到地应力与回采工作面采动叠加力影响后，顶板下沉所产生的集中应力，相应加剧了顶板下沉和两帮内挤，尤其是窄煤柱侧的内移，造成巷道围岩强度结构破坏，支护困难。

2 综放沿空掘巷锚杆支护数值模拟研究

以往支护设计多采用工程类比方法，本次支护研究根据工程基础研究结果，采用针对非连续介质模型的离散元数值计算程序UDEC3.1进行数值模拟计算，计算模型的建立考虑地应力和岩性对支护参数的影响，进行窄煤柱、不同锚杆长度与间排距之间的组合优化，使设计做到更加合理，更具科学性和可靠性。

2.1 数值计算的模型

模拟方案以中央采区7009工作面围岩存赋情况为基础，数值计算模型如图1所示，模型中将巷道顶煤及窄煤柱、实体煤一侧共计14m范围内的煤体划分为0.25×0.2m2(宽×高，以下同)的块体。巷道底板划分为0.5×0.25m2的块体。顶煤上方的直接顶厚度为5m，块体大小均划分为3×2.5m2，模拟老顶厚度6.5m，断裂步距15m。整个模型尺寸(宽×高)200×54m2。其中7煤厚5.2m，该煤层为主采煤层，采高2.6m、放煤高度为2.6m，煤层为水平煤层。模型中各岩层岩性、厚度、力学参数参考实验室岩石测试参数。模型中参考地应力实测数据，模型上部边界加载荷8.85MPa，弥补上覆岩层与构造应力对大巷产生的载荷。模型中煤巷所受的水平侧压(东西方向)为14.08MPa，垂直于整个模型的纵向压力(前后方向)为11.44MPa，垂直应力(竖直方向)为12.35MPa，模型内部材料受重力作用。各岩层的岩性、厚度、位置按表2进行划分，剩余的顶板一律按砂质泥岩赋值，一灰岩以下的底板一律按粉砂岩赋值。模型边界条件采用位移固定边界，其中两侧边界为单向约束，底部边界为双向约束，采用的力学参数见表3。研究留设窄煤柱宽度分别为5m、4m、3m时，巷道开挖后巷道自身引起的移动变形情况，以及本区段开采，工作面距巷道不同距离时，对巷道周边煤岩柱的影响［6～7］。

图1 沿空掘巷计算模型图

表3 岩层赋存特征与实测的力学参数

2.2 计算结果分析

表4是此次模拟计算结果，计算成果表明，回采期间当锚杆间排距为600×600mm时，煤柱宽度对顶底板移近量影响较大，一般规律为顶底板移近量随着窄煤柱宽度的增大而减小，当锚杆长度为1.8m时，煤柱宽度为3.5时，顶板移近量为756mm，当煤柱宽度增大到5.5时，顶板移近量减小到552mm，减少了204mm。当煤柱宽度一定时，锚杆长度的变化对顶底板移近量的影响较小，如当窄煤柱宽度为4.5m时，长度为1.8m锚杆对应的巷道顶底板移近量为644mm，当锚杆长度增长至2.4m时，巷道顶底板移近量为646mm，两者相差仅有2mm。当锚杆间排距为700×700mm、800× 800mm、1000×1000mm时，顶底板移近量均随着窄煤柱宽度的增大而减小;当煤柱宽度一定时，锚杆长度的变化对顶底板移近量的影响均较小。

表4 巷道顶底板、两帮移近量的影响因素

回采期间当锚杆间排距为600×600mm时，当窄煤柱宽度小于4.5m时，煤柱宽度的变化对巷道两帮移近量影响较小。如当锚杆长度为2.2m，窄煤柱宽度由3.5m增大至4.5m时，相应的两帮移近量增加了2mm;但窄煤柱宽度超过4.5m时，窄煤柱宽度的变化对两帮移近量影响较大，如当锚杆长度为2.2m，窄煤柱宽度由4.5m增大至5.5m时，相应的两帮移近量减小了85mm。由表4可知，当锚杆间排距为700× 700mm、800×800mm、1000×1000mm时，当煤柱宽度一定时，锚杆长度的变化对两帮移近量的影响均较小。

在回采期间，窄煤柱宽度为5.5m时对应的巷道顶底板、两帮移近量最小。当窄煤柱宽度一定时，间排距为600×600mm、800×800mm对巷道变形影响要比700×700mm、1000×1000mm效果好，而间排距600×600mm、800×800mm对应的巷道移动变形量又比较接近，考虑到采用间排距800×800mm时，所用的锚杆数量相对于间排距600×600mm时要节省了4根，优势效果比较明显。

2.3 支护参数确定

根据模拟成果，针对深部沿空掘巷高应力，大变形的特点，为了有效控制围岩变形，抵抗顶板与沿空窄煤柱相互作用的剪应力，有效控制窄煤柱向巷道的内移，巷道支护整体采用不对称支护，具体参数如图2。

图2 7009工作面沿空掘巷(试验段)锚杆(索)支护形式

确定窄煤柱为5m，支护确定顶板螺纹钢锚杆为直径22mm，L=2.2m，树脂药卷加长锚固，锚固长度1.4m;排距0.8m，帮锚杆直径20mm，L= 2.0m，树脂药卷加长锚固，锚固长度1m;金属网：采用网片为1.0m×1.5m钢筋方格网，网片搭茬100mm，用双股16#铁丝联网;钢托盘尺寸：100mm ×100mm×10mm冲压球凹托盘;钢筋梯子梁用直径14mm圆钢焊接。

锚索采用直径17.82mm钢绞线制锚索，每排3根锚索，采用不对称安装。顶板2根锚索，长度7.2m，巷道中间1根，窄煤柱侧踞中间锚索1.9m安装1根，倾角为65°，煤柱帮自上向下第三根锚杆处打一根4.5长锚索替代，向下倾角15°，3套锚索预紧力100～120kN，间距2.4m;锚固长度1.5m。

巷道肩部锚索打入煤层顶板已相对稳定的三角区内起到悬吊作用［8］，控制顶板悬臂对窄煤柱的挤压，帮部锚索端部打入底板，控制煤柱位移和巷道底板底臌。

3 工程支护效果

在7009工作面沿空掘巷安设了5个测站，进行了12个测量断面的矿压观测，矿压观测表明：在高应力区复合顶板条件下，综放沿空窄煤柱巷道顶板、两帮采用高强度锚杆加长锚固，并采用锚索不对称支护，沿空煤巷在回采期间围岩变形得到了有效控制，巷道围岩整体稳定性好。如图3所示，煤柱整体仍有内移变形(距工作面100m)，但未影响综采工作站的工作，巷道变形以两帮变形为主，但两帮煤体基本保持完整，5m窄煤柱稳定，表明煤柱的留设是合理、可靠的;窄煤柱帮的移近量大于实体煤帮的移近量，底鼓量与顶板下沉量相当;围岩的变形量为：两帮均移近量，584mm，顶板平均下沉366mm，能够满足综采工作面的生产需要，锚杆(索)支护系统安全可靠。这种不对称支护对围岩形成主动预紧加固结构。

图37009 材料道支护情况与变形情况

4 结论

1)姚桥矿中央采区地应力测量表明：矿区地应力场随采深加大应力水平相应增加，采区上部以构造应力为主，水平应力较大，最大应力分量σmax=18.07MPa，与东西向夹94.119°，为北偏西4.12°，最大主应力σ1接近水平方向，最大主应力与目前的生产巷道——即东西向的大巷，回采巷道的夹角较大，不利于巷道的稳定与维护，采区下部逐渐演化为以自重应力。可以判明该采区是在以构造应力为主的典型高应力区控制之下。地应力确定了工程力源，同时为地应力场的形成、地应力与巷道围岩稳定性的关系及模拟计算提供准确数据。

2)基于地应力实测暨煤岩力学试验的模拟计算分析与锚杆支护设计，有针对性的确定了高应力煤巷的支护方案和参数，不但有效的控制了围岩变形，而且技术上可行，安全上可靠，经济上合理，支护技术取得成功。

3)应用地应力实测—锚杆(索)支护设计—工程监控这一成套支护技术是解决高应力软岩巷道变形有效手段。采用不对称支护方式对煤巷围岩关键部位进行控制和加固，并形成主动预紧加固结构，对复杂条件下巷道支护具有针对性和指导意义，应用前景广阔。

［1］陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制［M］．徐州：中国矿业大学出版社，1994

［2］张俊云，柴敬.沿空留巷研究中若干问题分析［J］.矿山压力与顶板管理，2000，16(1)：38－39

［3］周钢，李世平，张晓龙，等．微山湖下断层煤柱留设与开采技术的模拟试验［J］．煤炭科学技术，1997，25(5)：13－16

［4］李玉寿，王衍森，周钢，等．邢台矿区三维地应力测量及应力场分析［J］．中国矿业大学学报，1998，27(2)：213－216

［5］蔡美峰，刘卫东，李远．玲珑金矿深部地应力测量及矿区地应力场分布规律［J］．岩石力学与工程学报，2010，29(2)：227－233

［6］谢文兵.综放沿空留巷围岩稳定性影响分析［J］.岩石力学与工程学报，2004，22(18)：3059－3065

［7］朱川曲，张道兵，施式亮，等．综放沿空留巷支护结构的可靠性分析［J］．煤炭学报，2006，31 (2)：141－144

［8］张农，李学华，高明仕．迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用［J］．岩石力学与工程学报，2004，23(12)：2100－2105

Deep High Stress Surrounding Rock Control Technology in Roadway Driving Along Goaf

SUN Kai

(Longdong Coal mine of Datun Energy Co.Ltd.，Peixian Jiangsu221611)

As the extension of mining and increasing complexity of engineering geological environment，supporting is more and more difficult.In order to better address the deep caving driving gob of supporting issues，on the basis of the stress test and rock mechanics testing，analyzed the deformation mechanism of caving along goaf，and by numerical calculation，the combination of theory and engineering research methods analogy，determined the reasonable width of the narrow pillars，supporting programs and parameters.Engineering results show，the integrated research approach controlled the driving gob-rock deformation effectively，and provide a theoretical basis and technical approach.

deep high stress;driving roadway along goaf;numerical simulation;coal pillar;surrounding rock control technology

TD353

A

1672－7169(2011)04－0014－06

2011－06－27。基金项目：国家自然科学基金项目(50774082)。

孙凯(1972－)，男，安徽萧县人，硕士，中煤集团上海大屯能源股份有限公司姚桥煤矿高级工程师，研究方向：矿山压力。