坚硬顶板条件下迎采对掘巷道围岩控制研究

＊王 强

（山西凌志达煤业有限公司 山西 046606）

1.工程概况

山西某矿现主采15#号煤层，为保证矿井正常接替，15208回采工作面与15210掘进工作面出现对采对掘布置。受工作面顶板结构影响，15208采空区坚硬顶板随工作面推进形成大面积的悬顶，悬顶的上覆载荷通过煤层顶板传递至区段煤柱和15210回风巷，使得区段煤柱和15210回风巷处于高应力状态。导致巷道出现更为严重的围岩变形，增加了巷道的支护难度[1-2]。

15208工作面煤厚平均4.28m，煤层倾角3°～6°。盖山厚度195～300m，平均埋藏深度260.5m。煤层顶板依次为泥岩平均0.7m、14#煤平均1.1m、坚硬K2灰岩5.84m。煤层直接底为1.0m的泥岩，老底为4.10m的灰黑色泥岩。15208工作面与15210工作面之间留设20m煤柱，布置如图1所示。

2.工作面应力演化规律

(1)工作面采动下围岩应力演化规律

15208工作面上覆5.84m的K2灰岩，岩性坚硬，不易完全垮落，未垮落的顶板形成悬臂梁结构[3]。悬臂梁未发生破断时，其原先的覆岩由于悬顶结构下方煤层开采形成采空区从而丧失稳定，此时为达到新的应力平衡，悬顶覆岩压力会向实体煤内部进行转移。由于工作面的向前延伸，当悬臂梁所传递支承压力的峰值KγH开始大于煤柱自身抗压强度σ时，在靠近采空区处煤壁开始屈服破裂；支承压力的峰值出现在煤柱弹性区内，而随着边缘煤壁破裂形成塑性区，支承压力的峰值位置由原区段煤柱边缘煤壁向煤柱内部发生转移[4-6]。

运用FLAC3D数值模拟分析随工作面采动下区段煤柱和15210回风巷围岩应力的动态演化特征，分别计算15210回风巷超前工作面、与工作面相遇和工作面远离停掘回风巷的垂直应力分布特征，如图2所示。

工作面与回风巷掘进头从开始相遇到远离过程，煤柱垂直应力峰值呈现出先增大后减小的趋势。垂直应力峰值变化在4.92MPa到17.14MPa之间。在工作面和掘进头逐渐对向推进至相遇的过程中，采空区悬臂梁结构下的覆岩压力会向煤柱内部进行转移，在巷道停掘工作面远离回风巷过程中，煤柱及巷道应力逐渐恢复稳定。

(2)坚硬顶板破断前后临空巷道应力分布

顶板破碎后，悬臂梁结构被打破，悬顶覆岩随破碎顶板垮落至采空区，煤柱的支承压力对比悬臂梁结构时发生明显降低。煤柱的破裂区、塑性区和弹性区范围由于所受应力的降低出现一定程度的缩小。临空巷道的围岩应力条件发生改变，图3为悬臂梁破断前后煤柱支承压力变化曲线图。

3.迎回采面巷道掘进时机确定

(1)迎回采面巷道时空效应

15210回风顺槽掘进过程中受15208工作面回采引起的采动影响、工作面后方采空区坚硬灰岩顶板不能及时垮落引起的悬顶应力影响及自身掘进时产生的应力扰动影响，按照采掘应力时空关系可分为以下3个区域：

①15210工作面自掘扰动区，此区域仅受巷道掘进带来的应力扰动影响，围岩变形量小，巷道易于控制。

②15210工作面与15208工作面采掘应力叠加区。工作面回采和掘进产生的应力扰动会相互叠加，进而加剧巷道的变形。为保证巷道的稳定，在巷道一次支护的基础上需适当的加强支护。

③15210工作面临空掘巷应力影响区。随着15210工作面掘进至15208工作面采空区位置时，随着15208工作面的逐步推进，采空区上覆岩层在自重及地应力的作用下弯矩逐渐增大，引起顶板回转下沉，基本顶开始逐渐弯曲达到一定强度后便会折断，非折断端接触矸石逐步压实后逐渐进入稳定状态。

(2)迎回采面掘巷时机确定

15210工作面的采掘工程可分为2个阶段实施：如图4（a）所示J1-J2段，在15208工作面回采的同时掘进15210回风顺槽，综合考虑该矿地质条件，当距离15208工作面40m时，悬顶结构对15210回风顺槽的动压影响开始逐渐显现，此时应该停止掘进；如图4（b）所示J2-J3段，15208工作面推进速度为3m/d，在15208工作面推进距15210回风顺槽掘进迎头250m，推进时间在80～90d，此时15208工作面采空区上覆岩层活动减弱，覆岩趋于稳定，为复掘的最佳时机。

4.巷道围岩控制技术

(1)爆破切顶参数

根据工作面地质条件分析，爆破孔深度必须超过K2灰岩，炮孔垂深应超过10m。炮孔与煤壁帮距为300mm，采用正向装药，在各节聚能管安装药卷五条，每孔安装五节聚能管，炮孔间距4m。

(2)巷道围岩控制方案

通过迎采对掘动压巷道变形特征分析，可以得出巷道不同部分所受采掘应力扰动不同，造成了对掘巷道各个阶段差异化的应力环境，从而影响巷道支护策略和支护强度，针对15210回风巷，仅有部分巷道区域在15208回采动压影响范围内，需要提高支护强度；超过动压影响范围，巷道围岩控制相对于动压影响区难度大大降低，若仍采用动压影响区的支护方法，不仅缺乏针对性同时造成支护材料的浪费。

因此，针对迎采巷道差异化的应力环境和时空关系采取相适应的支护手段和参数来保持巷道围岩的稳定，即对巷道采取分段不等强控制方案。

①普通段支护方案

15210回风顺槽设计尺寸5.6m×4.0m，断面22.4m2，沿15#煤顶板掘进。普通段采用锚杆（索）、钢筋网联合支护，顶板锚杆间距900mm，排距1200mm，每排6根锚杆，帮部锚杆间距800mm，排距为1200mm，每帮布置5根。顶板锚索每排一根，沿巷道中线位置布置，排距2400mm；帮部锚索每排2根，间排距2400mm×2400mm。

②动压影响段支护方案

为确定工作面采动对巷道的动压影响范围，在15210回风巷停掘后对煤柱侧围岩应力数据进行监测，如图6所示。对于工作面前端的动压影响区域，根据工作面的采高及埋深等参数得到的经验数值为40m，对于工作面后端的动压影响区域，在110m后开始趋于稳定。

支护方案：经过对巷道承载的动压特性进行研究，采用单体支护补强技术能够有效控制巷道的顶底板变形，使得两帮的受力环境得到一定程度的改善。是针对该坚硬顶板围岩控制的有效支护方法。

5.矿压监测分析

15210回风巷掘进后，为掌握巷道变形规律，为掌握巷道变形特征，对15210回风巷进行表面位移监测，图8为典型测点巷道表面位移变形曲线。

观测表明，15210掘进工作面与15208回采工作面迎采对掘期间，掘进巷道在超前支撑压力影响40～110m范围内巷道矿压显现明显。迎采对掘阶段巷道顶底板移近量为754mm，两帮移近量为461mm。在回采工作面回采结束前沿煤柱侧完成预裂切顶并对掘进工作面动压影响区范围内采取补强支护后，可以有效的控制巷道围岩变形，保证巷道的稳定性。

6.结论

（1）对工作面采动下围岩应力演化规律进行分析，随着工作面的推进，煤壁侧支承压力峰值位置表现为由煤壁边缘塑性区逐渐过渡至煤壁中部弹性区；当工作面推过一定的距离后，支承压力峰值位置距回采巷道煤壁的距离基本上稳定，随工作面推进支承压力峰值位置基本不再增加。

（2）回采工作面上方赋存一定厚度的坚硬顶板时，易形悬臂梁结构，造成煤壁侧应力集中现象，不利于煤壁侧的巷道掘进，因此需要对回采巷道煤壁侧顶板进行预裂切顶，消除煤壁上方的悬顶效应。

（3）针对迎采对掘巷道应力分布特征回采面采取预裂切顶措施；在距回采面+40m～-250m范围内停止掘进，并在+40m～-110m范围内加强支护。通过现场矿压观测结果显示，迎采对掘阶段巷道顶底板移近量为754mm，两帮移近量为461mm。巷道整体围岩变形可以得到有效控制，巷道稳定性大大提高。