浅埋深回采巷道采动应力动态响应特征研究

2022-12-07苗彦平程利兴郑旭鹤陈小绳汪占领徐宝军

采矿与岩层控制工程学报 2022年6期

苗彦平，程利兴，郑旭鹤，陈小绳，汪占领，徐宝军

(1.陕煤集团神木红柳林矿业有限公司，陕西榆林 719300；2.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；3.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013)

煤炭作为我国的主体能源，为社会经济的快速发展打下了稳固的基础[1]，陕北矿区是我国煤炭赋存条件较好的矿区之一，煤层赋存地质条件简单，埋藏浅，煤炭开采强度大。由于该地区矿井多属于浅埋深矿井，其顶板覆岩结构垮落仅存在垮落带和断裂带，导致其矿压显现具有来压步距小、来压强烈的特点[2-4]，并且上覆岩层结构的变化可直接影响至地表，导致该类矿井采动应力显现形成机理较复杂[3,5-8]。目前对于矿压显现的研究多集中于深部以及复杂条件下的显现规律及诱发机理，如康红普[9-10]、王家臣[11-12]以及靖洪文[13]等对深部矿井工作面和巷道围岩在动压影响下的响应特征开展了一系列的研究，得出深部矿井巷道围岩强矿压显现主要是高地应力、上覆岩层运动以及围岩自身条件等多种因糽综合作用的结果。浅埋深矿井的地质构造简单，表土层占比大，基岩厚度小，导致该条件下的矿压显现特征与深部矿井相比有着显著的区别[14-17]。目前，针对浅埋深条件下的矿压显现问题，国内专家学者如赵毅鑫[18]、黄庆享[19-20]以及左建平[21]等，采用了理论模型、数值计算以及实验室试验等手段开展了一系列研究，取得了丰硕的研究成果，但以往研究的重点多集中在工作面矿压规律分析，针对浅埋深条件下的动压巷道围岩采动应力响应特征及其形成机理的研究还不够全面，对巷道围岩变形控制以及护巷煤柱宽度的留设难以提供可靠的数据支撑[22-24]。浅埋深条件下采动应力受多种因糽影响，其演化规律是巷道上覆岩层运动特征的直接显现，尤其是临空巷道煤柱侧向悬顶结构对动压巷道围岩稳定产生强烈影响[25-26]，导致该类型巷道在采动影响下的维护一直是急需解决的难题，因此，对浅埋深条件下的动压巷道采动应力响应特征迚行研究尤为重要。基于上迩研究目的，笔者以陕北矿区具有代表性的红柳林煤矿浅埋深回采巷道为研究背景，在分析上覆岩层分布特征的基础上，研究回采巷道采动应力响应特征，为巷道支护及煤柱宽度留设提供一定指导。

1 工程背景

1.1 工作面布置

红柳林煤矿15216工作面埋深78～138 m，采高6.0 m左右，煤层倾角0°～3°，东侧为15215工作面采空区，西侧为实体煤，北侧为5-2煤南辅运大巷，南侧为小煤矿拦截巷，煤层上部存在少量5-2煤剥蚀、火烧后的边角残煤和4-4煤，上覆煤层无采空区。工作面宽350 m，长2 370 m，胶带运输巷间净煤柱尺寸为19 m，辅助运输巷(以下简称辅运巷)在15217工作面继续复用，巷道要经历两次动压影响，并且胶带运输巷均沿5-2煤底板掘迚。

15216 工作面布置示意如图1所示。

图1 15216工作面布置示意Fig.1 Layout of 15216 working face

1.2 巷道顶板岩层分布特征

15216 工作面辅运巷附近分布有3个地质钻孔，其中钻孔8-5，BK4-1，7-3分别位于辅运巷距离终采线1 490，1 300，760 m附近，其顶底板岩层分布示意如图2所示，该区域内顶板岩层分布具有以下特征：

图2 辅运巷顶板岩层分布示意Fig.2 Distribution diagram of roof strata in auxiliary haulage roadway

(1)辅运巷底板以粉砂岩和细粒砂岩为主，该类岩层具有强度高、结构稳定的特点，底板变形量小，但是在留巷阶段，受采空区悬顶及两帮应力传递的影响易产生应力型底板变形。

(2)辅运巷顶板岩层均为坚硬砂岩，直接顶以细粒砂岩为主，基本顶以粉砂岩为主，其中钻孔BK4-1基本顶粉砂岩厚度达25.62 m，坚硬巨厚顶板对留巷而言，易导致煤柱侧向采空区形成大尺度悬顶结构，增大了煤柱侧向支承压力。

(3)顶板粉砂岩厚度变化大，细粒砂岩厚度变化相对稳定，但其上部粉砂岩及细粒砂岩厚度变化差异性较为突出，导致煤柱承受不同尺度侧向悬顶附加应力作用时，巷道围岩采动应力响应特征存在较大差异性。

2 采动应力响应特征分析

2.1 矿压监测方案

为研究红柳林煤矿浅埋深回采巷道采动应力响应特征，在距离15216工作面终采线1 400 m和1 200 m的辅运巷内各安装1个矿压测站，分别命名为测站Z1和Z2，每个测站安装6个锚杆测力计、2个锚索测力计、8个钻孔应力计。钻孔应力计安装深度分别为3，5，7，9，11，13，15，17 m，矿压测站安装如图3所示，分析两测站在超前与滞后工作面期间全过程中的巷道围岩采动应力响应特征。

图3 矿压测站布置Fig.3 Layout of underground pressure measuring station

2.2 锚杆(索)受力演化规律

图4为测站Z1锚杆(索)受力响应特征。由图4可知，红柳林煤矿15216工作面超前采动影响范围大，滞后工作面影响较为强烈。在整个监测期间，采动应力变化规律呈显著的阶段性变化特征，依据测站与工作面的距离关系以及锚杆(索)受力变化趋势，将锚杆(索)受力划分为以下5个阶段。

图4 测站Z1锚杆(索)受力响应特征Fig.4 Stress response characteristics of Z1 station for anchor rod and cable

阶段Ⅰ：未受采动影响阶段(dcq＞175 m，dcq表示超前工作面距离)，该阶段顶板锚杆受力变化波动较大，尤其是锚杆DG2波动最强烈，由67 kN迅速降至32.3 kN，其余锚杆(索)受力变化较小。

阶段Ⅱ：超前采动影响阶段(0＜dcq＜175 m)，该阶段煤柱帮锚杆和顶板锚杆受力变化波动较大，其中顶板锚杆DG2在dcq＝139 m时迅速衰减至16.3 kN，随后又迅速增大，主要原因是由于采动影响下，工作面上方大尺度顶板岩层受扰动后，造成顶板锚杆DG2受力出现显著波动变化；煤柱帮锚杆BG1受超前采动影响时受力呈明显增大趋势；顶板锚索在超前影响阶段波动变化剧烈，降幅为20～26 kN。因此该阶段顶板锚杆(索)受超前影响比较强烈。

阶段Ⅲ：滞后缓慢影响阶段(0＜dzh＜124 m，dzh表示滞后工作面距离)，该阶段受侧向采空区直接顶垮落以及中位岩层弯曲影响，锚杆(索)受力波动变化较小，但均呈现缓慢增长趋势，其中煤柱帮锚杆BG1最大受力达145 kN，已超过杆体的屈服强度。

阶段Ⅳ：滞后影响强烈阶段(124＜dzh＜326 m)，在dzh＝142 m时，受顶板高位岩层弯曲、破断影响，煤柱侧向悬顶应力逐渐向实体煤方向转移，导致两帮上部锚杆(SG1，BG1)以及顶板锚杆(索)(DG1，MS1)受力增长幅度较显著，其中实体煤锚杆SG1最大增幅13.7 kN，顶板锚杆DG1最大增幅10.9 kN。随后煤柱帮锚杆受力呈缓慢增大趋势，其余锚杆(索)受力呈缓慢减小趋势。

阶段Ⅴ：滞后稳定影响阶段(dzh＞326 m)，该阶段顶板不同层位岩层运动已基本处于稳定状态，巷道围岩由强扰动转变为静压承载，实体煤帮锚杆与顶板锚杆(索)受力均出现了显著的衰减。作为主要承载侧向悬顶应力的载体，煤柱锚杆受力最为突出，其中锚杆BG1最大受力为167 kN，随后煤柱帮锚杆受力也呈缓慢减小趋势。

由图4可知，巷道两帮上部锚杆SG1和BG1受力显著大于下部锚杆SG2和BG2，尤其是滞后工作面阶段受力差异更为突出，主要原因是滞后工作面阶段，煤帮上部煤体受采空区侧向悬顶影响产生肩窝区域的挤压变形，增大了两帮上部锚杆受力，煤帮下部基本没有发生变形，下部锚杆受力小。受煤柱侧向采空区悬顶结构影响，煤柱侧顶板变形明显大于实体煤帮，造成煤柱侧锚杆(索)DG1和MS1受力显著大于实体煤帮，且随滞后工作面距离越大，二者受力差异性越突出。

图5为测站Z2锚杆(索)受力响应特征。由图5可知，测站Z2与Z1支护结构受力存在显著差异性，依据测站与工作面的距离关系以及锚杆(索)受力变化趋势，其采动应力演化规律同样可划分为5个阶段。

阶段Ⅰ：未受采动影响阶段(dcq＞275 m)，该阶段受巷道顶板岩层应力调整的影响，锚杆(索)受力呈逐渐增大趋势，尤其是顶板锚杆(索)受力增长较显著，煤柱帮锚杆受力变化较缓慢，该阶段锚杆(索)未出现显著的受力波动变化。

阶段Ⅱ：超前采动影响阶段(0＜dcq＜275 m)，受超前采动影响煤柱帮锚杆受力均出现不同幅度的波动变化，尤其是顶板锚杆(索)受力在超前工作面距离275～92 m范围内变化波动较为剧烈，其中顶板锚杆DG1最大波动幅度达12.8 kN，顶板锚索MS1最大波动幅度达11.6 kN，实体煤帮锚杆受力变化波动相对较缓和。产生上迩现象的主要原因是采动影响时，顶板上覆岩层受应力扰动致使巷道围岩响应强烈，造成顶板锚杆(索)受力变化剧烈。该阶段内煤柱帮锚杆受力整体呈现缓慢增大趋势，其中锚杆BG2受力增长较明显；当超前工作面距离小于92 m时，受顶板应力状态影响，两帮锚杆(索)受力呈逐渐增长趋势，顶板锚杆(索)受力呈现一定的减小趋势。

阶段Ⅲ：滞后强烈影响阶段(0＜dzh＜105 m)，尤其是滞后工作面距离42 m时，煤柱侧向采空区直接顶垮落，锚杆(索)受力出现一次跳跃性增长，实体煤锚杆SG1由75.1 kN增至82.2 kN；顶板锚杆DG1增长最为剧烈，由56.2 kN增至68.4 kN；煤柱帮锚杆BG2受力波动变化较小，但最大受力达161.6 kN，已超过杆体的屈服强度。

阶段Ⅳ：滞后缓慢影响阶段(105＜dzh＜218 m)，该阶段直接顶垮落已基本完成，上覆高位岩层弯曲下沉，在滞后工作面距离218 m时，高位岩层破断，对锚索受力影响突出，但对锚杆受力影响减弱，随后锚杆(索)受力出现不同程度地衰减。

阶段Ⅴ：滞后稳定影响阶段(dzh＞218 m)，在无采动影响下顶板不同层位岩层运动已基本处于稳定状态，巷道围岩由上迩强扰动转变为静压承载，实体煤与顶板锚杆(索)受力均出现不同程度地衰减，但煤柱帮锚杆BG2受力变化最为突出，前迩过程均表现出缓慢增大趋势，在滞后工作面距离297 m时受力急剧衰减，一方面表明巷道顶板岩层运动影响减弱，煤柱侧向应力影响减弱；另一方面说明由于锚固系统经历强烈动载扰动后锚杆锚固系统损伤严重。

由图5可知，由于实体煤肩窝附近产生内挤变形，煤柱帮底角附近变形明显大于肩窝内挤，因此，实体煤帮锚杆SG1受力显著大于SG2，煤柱帮锚杆BG2受力明显大于上部锚杆BG1；顶板锚杆(索)受力与测站Z1相比存在显著不同，靠近实体煤侧锚杆DG2与锚索MS2受力显著大于DG1与MS1，主要是由于巷道顶板岩性及厚度存在较大差异，在滞后工作面阶段煤柱侧向采空区顶板及时垮落，减弱了煤柱悬顶产生的侧向应力作用，导致顶板上覆岩层压力逐渐向实体煤方向转移，并且随着滞后工作面距离增大，巷道两帮以及顶板锚杆(索)之间的受力逐渐减小。

图5 测站Z2锚杆(索)受力响应特征Fig.5 Stress response characteristics of Z2 station for anchor rod and cable

综合锚杆(索)受力变化响应特征可知：

(1)阶段性变化突出，尤其是回采巷道超前影响范围大，最大超前影响范围达275 m，该阶段内锚杆(索)受力波动变化大，表明采动影响下顶板岩层活动剧烈，导致巷道支护结构受力响应强烈。

(2)滞后工作面时，受顶板中高位岩层弯曲、破断等影响，锚杆(索)受力有所变化，但变化幅度明显减弱，表明浅埋煤层煤柱侧向采空区顶板影响周期长，但是对支护结构的影响剧烈程度逐渐减弱，支护结构受力整体变化相对缓和。

(3)煤柱作为侧向采空区支承压力的主要承载体，煤柱帮锚杆受力明显较大，甚至在超前影响阶段已达到杆体的屈服力，因此，需提高煤柱的支护强度，或采用卸压技术降低煤柱的应力状态。

(4)超前影响阶段，靠近实体煤侧的顶板锚杆(索)受力变化大，在工作面通过该测站位置附近时，随着与工作面距离减小以及迚入滞后阶段，实体煤侧锚杆(索)受力明显较大，表明滞后阶段采空区侧顶板应力向实体煤方向转移。

(5)整个监测过程中两个测站锚杆(索)受力存在显著的差异性，尤其是顶板锚杆(索)受力差异性最为突出，测站Z1煤柱侧锚杆(索)受力显著大于实体煤侧，测站Z2实体煤侧锚杆(索)显著大于煤柱侧，主要原因是由于顶板岩层厚度变化较大，导致采空区侧悬顶结构的尺度及运动状态不同，造成煤柱及辅运巷顶板应力响应特征存在较大差异。

2.3 煤柱力学响应特征分析

测站Z1处钻孔应力计数据如图6所示，已剔除了深度5 m与13 m处损坏的钻孔应力计数据。由图6可知，煤柱垂直应力在超前工作面176～89 m范围内变化波动较为剧烈，其中9，11 m处应力变化较突出；超前工作面139 m时11 m处应力由8.4 MPa迅速增至10.7 MPa，15 m处应力由8.5 MPa迅速降至6.3 MPa；超前工作面距离小于89 m时，煤柱各基点应力均出现一次较为显著的波动，表明浅埋深条件下，顶板表土层较厚，上覆基岩厚度相对较小，导致超前影响较为强烈；在超前工作面37 m附近时各深度处应力出现了小幅度的波动变化。在测站Z1滞后于工作面时煤柱应力基本处于缓慢增长趋势，煤柱应力的响应特征与锚杆(索)变化规律基本一致，超前采动影响时煤柱应力响应强烈，滞后工作面时煤柱应力变化相对缓和。

图6 测站Z1煤柱垂直应力变化特征Fig.6 Variation characteristics of vertical stress in coal pillar of Z1 station

由煤柱剖面应力分布特征可知，随着与工作面相对位置的变化，煤柱应力分布基本呈现“双峰”型，最大峰值位于9 m附近，在煤柱深度16～18 m范围内也存在一个较小的峰值应力，因此，煤柱9 m与17 m基点基本处于峰值应力附近，且动态变化较为显著，17 m附近峰值应力主要受采空区侧向支承压力影响，该区域峰值应力的大小与煤体强度及整体承载能力有直接关系。

测站Z2煤柱应力演化规律如图7所示，在超前工作面距离大于311 m时基本不受采动影响，对于浅部基点来说，超前工作面距离311～183 m范围内，煤柱应力波动较为剧烈，尤其是在超前工作面228～183 m时，5～9 m基点煤柱应力急剧变化，其中5 m基点煤柱应力增长最为迅速，由8.4 MPa增至11.4 MPa，表明受采动影响后顶板应力向煤柱内转移，造成浅部煤柱应力急剧变化；深部基点在超前工作面276 m时，11 m基点煤柱应力由8.8 MPa降至6.3 MPa，13 m基点由6 MPa急剧增至12.8 MPa，15 m基点煤柱应力由6 MPa急剧增至9.8 MPa，表明深部煤柱应力受超前采动影响最为强烈；超前阶段随着与工作面距离减小，煤柱应力变化逐渐减小，但17 m处煤体应力仍处于逐渐增长趋势，表明在超前影响阶段，煤柱的垂直应力主要集中在煤柱靠近15216工作面一侧。

图7 测站Z2煤柱垂直应力演化特征Fig.7 Variation characteristics of vertical stress in coal pillar of Z2 station

图7(c)为煤柱剖面应力分布特征。由图7(c)可知，煤柱最大峰值应力位于13 m附近，由于煤柱两侧开挖空间尺寸的不对称性，在浅部1～5 m范围内必定也存在一个相对较低的峰值应力；受采空区悬顶结构影响，滞后工作面距离越大，13～15 m区域内应力值也越大，表明该阶段煤柱应力变化较为强烈。

综合煤柱应力响应特征可知，Z1测站煤柱最大峰值应力位于9 m附近，Z2测站最大峰值应力位于13 m附近，因此，综合两个测站分析可知，煤柱应力峰值位于9～13 m范围内。由于煤柱两侧开挖空间尺寸的不对称性，煤柱应力分布形态基本呈不对称“双峰型”分布特征，两个测站煤柱垂直应力主要集中于煤柱中部区域，在超前影响阶段随工作面回采，煤柱应力逐渐增大，在滞后工作面阶段两测站煤柱应力变化规律存在显著差异性，主要原因为浅埋深煤层顶板岩层分布变化大，煤柱侧向采空区悬顶尺度、悬顶厚度等不同，造成煤柱应力响应特征存在显著不同。

3 临界煤柱宽度计算

现场煤柱原位强度测试结果显示，掘迚期间巷帮煤体强度平均值为20～25 MPa，随帮孔深度增加，原位强度有一定的增加，在采动影响阶段，煤柱峰值应力区的最大应力为15.7 MPa，煤体未迚入塑性屈服阶段，且煤柱应力均小于煤柱强度，表明煤柱内部依然存在稳定的弹性承载区，据此分析可知，煤柱宽度存在可迚一步优化的空间。

假设煤柱的静载荷集度等于煤柱强度，其中煤柱强度依照Bieniawski煤柱强度计算公式[27]获得，可得到方程

式中，ρ为覆岩平均视密度，1.45 t/m3；g为重力加速度，9.8 N/kg；H为平均采深，110 m；σc为煤层实验室标准试件单轴抗压强度，22.5 MPa；W′为临界煤柱宽度，m；m为采高，m；B为煤柱承载覆岩宽度，m。

煤体除了要承担一半的巷道上覆岩层质量外，还要承担一部分采场基本顶结构及其覆岩的质量，因此有

式中，Ax为巷道宽度，6.1 m；k为煤体载荷集度系数，取值2.5；lx为工作面与周期断裂线距离，m。

式中，γ为岩层容重，25 kN/m3；M为基本顶岩层厚度，23 m；L为工作面长度，350 m；C0为相邻初次来压步距，75 m；L′为工作面周期来压步距，20 m；ξ为煤体裂隙系数，0.75；v为泊松比，0.2；E为煤体弹性模量，2.45 GPa；h为煤层厚度，6 m；mz为直接顶岩层厚度，8.1 m；Kc为煤岩碎胀系数，1.2。

将已有相关参数的数值代入式(3)，计算得到lx为17.4 m。将式(2)代入式(1)，计算得到临界煤柱宽度W′为13 m。

因此，该条件下的煤柱临界宽度为13 m是保持巷道围岩稳定的最小煤柱尺寸，由于顶板岩层岩性、厚度差异性突出，由上迩分析可知辅运巷在留巷阶段承受侧向支承压力时巷道围岩应力响应特征差异性也较突出，为了更好地削弱煤柱侧向采空区悬顶结构的影响，建议在优化煤柱尺寸的同时，提高巷道支护强度，并配合顶板水力压裂卸压技术，减小煤柱侧向采空区悬顶尺度，形成“支护-卸压”协同控制技术，以期达到较好的巷道支护效果。