深部高强开采下巷道大变形及卸压的支护技术

金珠鹏， 秦 涛， 张俊文

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京100083; 2.黑龙江科技大学矿业工程学院，哈尔滨150022)

深部高强开采下巷道大变形及卸压的支护技术

金珠鹏1，2， 秦 涛2， 张俊文1

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京100083; 2.黑龙江科技大学矿业工程学院，哈尔滨150022)

为研究围岩应力随釆高的演化规律和相邻采空区对沿空顺槽围岩应力的影响，以城山煤矿3B#煤层145大釆高工作面沿空顺槽为研究对象，采用FLAC3D和力学分析的方法研究深部高强开采下采动应力演化特征和沿空顺槽顶板结构特征。工作面周围选取3个测站，一个测站设置在轨道大巷中，另外两个测站分别在联络巷巷口以及回风顺槽中。结果表明:釆高增大，应力集中程度增加，峰值位置前移，应力集中区范围扩大;相邻采空区会进一步增加端头附近应力集中程度，开采方式会对这种应力集中造成影响。该研究通过现场实践验证了深部高强开采下卸压支护对策的有效性。

深部开采;高强开采;卸压

矿井开采进入深部后，围岩中应力集中程度较高。采用大釆高采煤法高强度开采时，工作面动载较大，支承压力较大［1］。而对于大釆高工作面沿空顺槽，其覆岩结构和一般釆高工作面沿空顺槽存在较大区别，沿空顺槽控制存在较大难度，通常巷道容易发生较大变形［2－3］。因此，应当对高强开采作用下深部沿空顺槽围岩应力随采动的演化规律及巷道支护技术进行研究。

笔者针对城山煤矿3B#煤层145大釆高工作面沿空顺槽的特点，通过数值模拟和力学分析等手段研究深部高强开采下采动应力演化特征和沿空顺槽顶板结构特征，提出预掘卸压巷道支护的对策并进行现场实践。

1 工作面采动应力特征

采用 FLAC3D模拟建立的计算模型 180 m× 120 m×72 m，如图1所示。上覆岩层重量采用σz= γH进行计算，煤层埋深740 m，垂直应力18.5 m。工作面煤层厚度6 m，研究深部不同采高工作面前方应力演化规律。模型上部岩层采用均布载荷来代替，模型下部边界为固支约束，两侧限制x方向的位移，加速度g=9.8 m/s2。开采厚度d小于层厚度时，采用沿顶开采、留底板的方式进行模拟。模型岩层厚度及其参数，如表1所示。

图1 数值模型Fig.1 numerical model

表1 模型各层的岩石物理力学参数Table 1 Rock physical and mechanical parameters of each layer of the model

将岩石物理力学参数赋值，建立数值模型。对模型进行计算开挖分析，工作面每次推进10 m。图2为工作面推进50 m时工作面中部围岩应力随釆高不同的演化图。

图2 工作面围岩应力随釆高演化Fig.2 Evolution of surrounding rock stress with mining height

从图2可以看出，随着釆高增加，工作面前方应力集中区域范围增大，应力集中程度增大。开采挖后应力发生变化的区域范围增大。为了更直观展示工作面前方支承压力随釆高改变的演化规律，取工作面中部支承压力，可得图3。

由图3可以看出，工作面中部前方支承压力随釆高由3、4、5、6 m的增大，支承压力峰值由32、40、48、55 MPa的增大，峰值位置12、15、18、20 m的前移。可以看出釆高会很大程度影响前方煤体中应力分布，进而影响巷道变形规律。考虑到沿空顺槽会受到相邻工作面采空的影响，取煤层中应力分布数据生成云图和三维图，如图4所示。

图3 工作面推进过程中支承应力分布Fig.3 Support stress distribution in process of face advancing

图4 高强开采工作面临空巷端头应力分布Fig.4 High strength mining work face roadway end stress distribution

从图4可以看出，受相邻工作面采空的影响，沿空顺槽工作面端头附近应力集中程度较高，最高可达136 MPa，远远大于巷道围岩及煤体可以承受的强度，一般的支护也很难提供足够的强度。因此，应当采取合理的支护技术维护巷道。

为了降低工作面前方煤体中应力集中程度，调研和总结了工作面前方煤体中应力随开采方式的演化规律，可得如图5和表2的规律。可以看出，选取不同的开采方式，能够有效地降低采动应力，因此对于深部高强开采沿空顺槽的维护上，选择更加恰当的开采方式是一种较好的办法。

图5 工作面推进过程中支承应力分布Fig.5 Support stress distribution in process of face advancing

表2 不同开采方式下煤体支承应力［4］Table 2 Supporting stressofcoalunder different mining methods

2 深部巷道高强开采下变形特征

2.1 深部地应力特征与变形特征

对城山煤矿700 m东一采区3B#煤层145大釆高高强开采工作面进行了现场地应力测试［5］。选取工作面周围3个测站的测量工作，一个测站设置在轨道大巷中，另外两个测站分别在联络巷巷口以及回风顺槽中，如图6所示，测试结果如表3所示，其中埋深h、垂直应力σc、最大水平应力σmax、最小水平应力σmin。

图6 地应力测试点位置Fig.6 Ground stress test point location

现场测试表明，深部煤体中地应力较大，通常会接近或超过煤体单轴抗压强度。处于高地应力的煤体会发生扩容或破坏，影响巷道的正常使用。此外，表2中可以看出，145大釆高工作面附近水平主应力较大，巷道支护应充分考虑水平主应力的影响。

表3 地应力测量结果Table 3 Results of stress measurements

图7为145工作面沿空侧顺槽变形破坏特征和顶板不同深度处钻孔窥视结果。可以看出，受高应力和强采动的影响巷道变形破坏严重。

图7 沿空顺槽变形破坏特征Fig.7 Deformation and failure characteristics of along channel

2.2 临空巷覆岩的结构特征

通常情况下，大釆高工作面覆岩结构相比一般釆高工作面存在不同。由于大釆高工作面充填程度较一般釆高工作面差，其沿空顺槽覆岩结构也存在不同［6］。图7为大釆高工作面高强开采下沿空顺槽覆岩结构对照图。

图8 高强开采下顶板结构特征Fig.8 Characteristics of roof structure under high strength mining

由图8可以看出，相比于一般釆高工作面，大釆高采空区直接顶冒落后不能较好的充填采空区。基本顶关键块也发生垮落。垮落岩块B脱离关键块A，导致关键块A竖向向下载荷减小，关键块A悬露长度增加。相比于图8a中的铰接结构，图8b中沿空顺槽位置煤体无法将悬臂的载荷转移到采空区，沿空顺槽处煤体承担载荷较大。因此，高强开采下沿空顺槽应力集中程度相比一般釆高工作面会更大。

3 卸压支护方案与检验

3.1 卸压支护对策及设计

为了降低沿空顺槽的应力集中程度提出煤柱内开卸压巷道的支护对策［8］，将单煤柱单应力峰值改造为多煤柱多峰值。可以有效的将单个高应力分散，均摊到更大支承面上，并配合合理的支护，提高煤柱的支撑效率。其卸压机理及效果，如图9所示。

图9 预掘巷道卸压机理Fig.9 Relieving mechanism of roadway in advance

支护方案如图10所示。在常规巷帮支护基础上增加一个锚索群，锚索贯穿于整个煤柱，两端分别固定在回风巷道和卸压巷道的巷帮。锚索端头采用工字钢+托盘+金属网固定方式，长度5.5 m。锚杆的长度2.4 m，直径22 mm。

图10 支护方案Fig.10 Support scheme

3.2 支护方案现场检验

由图11顶底板移近量曲线可知，卸压后巷道变形量有效的得到控制，最大变形量不超过250 mm，且在距离工作面40 m外的部分变形量较小，不超过50 mm。因此，卸压控制技术能有效维护巷道，维护煤柱。

图11 顶底板移近量曲线Fig.11 Top and bottom approach

4 结论

(1)随着釆高增大，工作面前方煤体中应力集中程度增大，应力峰值前移，应力升高区范围增大。沿空顺槽受相邻采空区影响应力集中程度进一步增加，尤其端头附近应力远大于煤体及围岩强度。

(2)深部开采除了应力本身较大外，高强开采作用下沿空顺槽覆岩相比普通工作面更容易引起应力集中，造成巷道维护困难。

(3)实践表明，预掘巷道卸压能有效利用煤柱和支护设备，提高支护难度，巷道维护较好。

［1］ 何满潮，谢和平，彭苏萍，等.深部开采岩体力学研究［J］.岩石力学与工程学报，2005，24(16):2803－2813.

［2］ 杨敬虎，孙少龙，孔德中.高强度开采工作面矿压显现的面长和推进速度效应［J］.岩土力学，2015，36(S2):333－339.

［3］ 弓培林，靳钟铭.大采高综采采场顶板控制力学模型研究［J］.岩石力学与工程学报，2008，27(1):458－462.

［4］ 谢和平，张泽天，高 峰，等.不同开采方式下煤岩应力场－裂隙场－渗流场行为研究［J］.煤炭学报，2016，41(10): 2405－2417.

［5］ 邬爱清，朱杰兵.深部岩石工程力学特性及地应力测试研究综述［J］.长江科学院院报，2014(10):26－38.

［6］ 弓培林，靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究［J］.煤炭学报，2004(1):128－132.

［7］ 王维维，李凤义，兰永伟.切顶卸压沿空留巷技术研究及应用［J］.黑龙江科技大学学报，2014，24(1):78－80.

［8］ 兰永伟，孙广义.深部巷道底板锚杆支护数值模拟［J］.黑龙江科技学院学报，2010，20(6):158－162.

(编校 李德根)

Study on roadway deformation under deep and high intensity mining and pressure release method

Jin Zhupeng1，2， Qin Tao2， Zhang Junwen1
(1.College of Resources＆Safety Engineering，China University of Mining＆Technology，Beijing 100083，China; 2.School of Mining Engineering，Heilongjiang University of Science＆Technology，Harbin 150022，China)

This paper is an investigation into the evolution law underlying the stress of surrounding rocks varying with the mining height and the influence of adjacent goaf on the surrounding rock stress on the gob-side entry.The investigation focused on the gob-side entry on the 3B#coal seam 145 working face of Chengshan coal mine as the research object involves identifying the mining stress evolution characteristics and the structural characteristics of gob-side entry under the deep high-strength mining using the FLAC3Dand mechanical analysis methods and using the measurements of three stations around the working face-one in the orbital alleys and the other two stations in the contact entry and return airway cross-heading entry.The results show that an increase in the height and the consequent increase in stress concentration contribute to an advance in the peak position，widening the stress concentration zone;the adjacent goaf tends to further increase the stress concentration near the end which is affected by the mining method.The field practice verifies the effectiveness of the countermeasures on the pressure relief support under deep high-strength mining.

deep mining;high intensity mining;pressure released

10.3969/j.issn.2095－7262.2017.04.011

TD322

2095－7262(2017)04－0378－05

:A

2017－05－13

国家自然科学基金项目(51574114;51604100);国家重点研发计划专项资助项目(2016YFC0600901)

金珠鹏(1981－)，男，辽宁省本溪人，工程师，博士研究生，研究方向:矿山压力与岩层控制，E-mail:842533837@qq.com。