动压影响孤岛工作面巷道围岩“卸-支平衡”协同控制技术

2024-04-13李润芝

煤矿安全 2024年3期

李润芝

（1.中煤科工集团沈阳研究院有限公司，辽宁抚顺 113122；2.煤矿安全技术国家重点实验室，辽宁抚顺 113122）

近些年来，随着煤矿开采进程的不断推进，浅部煤炭资源日益枯竭，煤矿开采向深部发展。随着开采深度不断增加，煤矿生产面临高温、高湿、高地应力、强开采扰动等一系列问题，强矿压显现现象更加频繁，深部围岩稳定性问题非常突出。在日常生产过程中，企业为避免相邻工作面开采扰动，实现生产平稳接续，通常会采取跳采方式进行生产，从而形成了孤岛工作面。孤岛工作面相邻两侧均为采空区，采场上覆岩层荷载传递至孤岛工作面煤岩体后会造成孤岛工作面应力集中程度增加，巷道围岩破坏程度变大且变形迅速，制约煤矿的高产高效生产。

对于孤岛工作面安全回采技术的研究，国内外专家学者进行了大量的研究，并取得了较为丰硕的成果。宋彦琦等[1]构建了孤岛工作面基本顶破断力学模型，对基本顶破断力学特征进行分析，得出了孤岛工作面初次来压和周期来压步距；王庆雄[2]建立了孤岛工作面无煤柱沿空掘巷覆岩结构模型，确定了沿空掘巷围岩稳定性的影响因素，提出了孤岛工作面沿空掘巷围岩协同控制策略；张杰等[3]建立了采动影响孤岛工作面区段煤柱上覆岩层力学模型，应用数值模拟方法分析了不同煤柱宽度条件下巷道围岩的应力、位移和破环情况，确定了合理的孤岛工作面区段煤柱宽度；王正义等[4]应用数值模拟方法研究了类孤岛工作面采动应力演化规律和冲击倾向性，确定了冲击地压防治的重点区域和解危措施；刘鑫[5]针对采空区积水弱化孤岛工作面围岩强度的问题，建立了浸水弱化煤柱力学模型，分析了积水影响巷道围岩应力的演化规律，确定了积水影响孤岛工作面煤柱的合理宽度和围岩稳控技术措施。

基于现有的研究成果发现[6-11]，目前孤岛工作面回采技术研究多为解危和支护等方面，在孤岛工作面受动压影响情况下的围岩控制研究成果较少。基于此，以某煤矿2308 孤岛工作面为研究背景，多方面分析深部受强动压影响孤岛工作面沿空掘巷围岩控制技术，探索采用“卸-支平衡”协同控制方案，有效解决孤岛工作面巷道围岩受强动压扰动产生变形破坏这一煤矿亟待解决的重要问题，研究成果可为相似条件下孤岛工作面巷道围岩控制提供借鉴。

1 工程地质概况

某煤矿2308 工作面北侧为2306 工作面采空区，南侧与2310 工作面采空区相邻。工作面走向长840 m，倾向长113 m，主采3#煤，煤层平均厚度为5.37 m，平均倾角7°，埋深超过800 m，局部发育0.2～0.4 m 的泥岩夹矸。直接顶为砂质泥岩，厚度为2.63 m，深灰色；基本顶为粉砂岩，平均厚度为10.35 m，灰色，薄层状；直接底为泥岩。工作面生产前期曾按照相关规程对采场围岩进行取样并进行力学试验，巷道围岩性质见表1。

表1 巷道围岩性质Table 1 Properties of surrounding rock in tunnels

2308 工作面巷道断面为矩形，采用小煤柱沿空掘巷方式，巷道宽×高为5.4 m×3.8 m，净断面积为20.52 m2，采用锚网索联合支护方式。2308工作面回采巷道原始支护方案如图1。

图1 2308 工作面回采巷道原始支护方案Fig.1 Original support plan for mining roadway in 2308 working face

顶板采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，规格为ϕ20 mm×2 200 mm，间排距为1 000 mm×900 mm，靠近两帮的2 根锚杆向外斜向上15°安设；锚索采用ϕ18.9 mm×4 500 mm，间排距为2 000 mm×1 800 mm。巷道煤柱帮锚杆采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，规格为ϕ20 mm×2 200 mm，间排距为1 000 mm×900 mm；实体煤帮采用玻璃钢锚杆，规格为ϕ20 mm×1 800 mm，间排距为1 000 mm×900 mm。

2308 工作面巷道掘进期间，受到两侧工作面上覆岩层运动影响，巷道矿压显现剧烈，主要表现为：巷道掘出1 周内，围岩破坏严重、变形量大，顶板下沉量超过400 mm，局部出现垮顶情况，顶板锚索发生断裂，钢筋梯弯曲变形严重；两帮变形量超过700 mm，实体煤帮有多处玻璃钢锚杆出现断裂；巷道围岩非对称变形特征明显，煤柱侧较实体煤侧围岩破坏更加明显。

2 2308 工作面巷道围岩结构模型

由于2308 工作面2 条巷道均沿采空区掘进，此处仅以运输巷进行说明，2308 工作面巷道围岩结构模型如图2。

图2 2308 工作面巷道围岩结构模型Fig.2 Structural model of surrounding rock in roadway of 2308 working face

随着2310 工作面不断推进，基本顶悬露长度不断增加，当悬露长度达到极限跨度时，基本顶发生O-X 破断；并随着2310 工作面推进，基本顶出现周期的O-X 破断过程。在2310 工作面端头处，基本顶断裂后由于剩余长度较短而形成悬臂梁结构，当悬臂梁发生旋转时，会在侧向煤体深部断裂而形成关键块体B，关键块体B 前端与关键块体A 连接，后端与关键块体C 连接，形成服从“SR”稳定性原理的“三角拱”结构[12-19]。其中关键块体A 为2308 工作面基本顶岩块，关键块体C 为2310 工作面基本顶垮落岩块，关键块体B 对两侧岩体具有铰接稳定的作用，其相对位置、长度、稳定性等直接影响到2308 工作面巷道的稳定性，且对工作面侧向支承应力分布起主导作用。

3 沿空掘巷合理煤柱宽度设计

区段煤柱是控制巷道围岩的重要方式之一，在工作面的回采过程中，煤柱宽度设计会对巷道围岩应力分布及变形控制产生直接影响[20-22]。区段煤柱选择合理，可以优化巷道围岩应力分布状态，提高围岩自身承载能力，减少煤柱内部裂隙发育，降低巷道围岩的支护难度。为此，通过建立2308 工作面三维数值模型，分别对工作面掘巷和回采阶段进行模拟分析，通过监测不同时期巷道围岩的应力及位移情况，为选择合理煤柱尺寸提供参考。

3.1 数值模型

根据2308 工作面轨道巷综合柱状图，应用FLAC 数值模拟软件建立数值模型。模型长、宽、高分别为420、200、60 m，自左到右分别为2306工作面、2308 工作面、2310 工作面，2306 工作面和2310 工作面倾向长分别为127 m 和121 m。

数值模型中各岩层力学参数按照力学试验的中获取的参数选取，煤岩体力学参数情况见表2。

表2 煤岩试件力学参数统计表Table 2 Statistical table of mechanical parameters of coal and rock specimens

2308 工作面轨道巷沿煤层底板掘进，巷道宽×高为5.4 m×3.8 m。限制模型在x、y方向的水平位移以及在z方向的垂直位移，在模型上部边界施加20.31 MPa 垂直荷载模拟上覆岩层的荷载作用。数值模拟主要研究不同时期、不同煤柱宽度条件下巷道围岩的应力及变形情况，巷道支护采取原始支护方式，模拟过程选用摩尔-库伦强度准则。

3.2 侧向应力的支承情况

为了确定合理的煤柱尺寸，以工作面轨道巷为例，在煤柱宽度设计前，首先对2308 工作面的侧向支承应力情况进行分析。掘巷前后2308 工作面侧向支承应力的分布情况如图3。

图3 掘巷前后2308 工作面支承应力分布曲线Fig.3 Support stress distribution curves of 2308 working face before and after excavation

由图3 可以看出：受上侧2310 工作面开采扰动的影响，2308 侧向支承应力的影响范围约为40 m 左右，靠近实体煤4 m 内为实体煤浅部的应力调整区域，侧向应力的峰值点在距离实体煤表面约6 m 处，6～40 m 区域侧向支承应力由峰值逐步降低至原岩应力。

如果在应力峰值范围内开掘巷道，由于强动压作用造成实体煤浅部所受载荷超过煤体的强度极限，煤体裂隙发育，即便很小的开采扰动也会使巷道产生较大变形，因此沿空巷道煤柱宽度应大于6 m 为宜。为了分析沿空掘巷区段煤柱的合理宽度，初步拟定煤柱宽度为6、8、10、12 m 4种方案，分别对比掘巷期间和工作面回采期间区段煤柱的应力分布和位移变化情况，以确定合理的区段煤柱宽度。

3.3 不同煤柱宽度巷道围岩应力及位移特征

为了确定合理的沿空巷道护巷煤柱宽度，采用数值模拟方法，研究2308 工作面掘巷期间和回采期间的巷道围岩应力分布和位移变化特征，为护巷煤柱合理宽度的确定提供借鉴。

3.3.1 掘巷期不同煤柱宽度围岩应力及位移特征

掘巷期间不同煤柱宽度条件下巷道围岩应力分布和位移变化特征如图4 和图5。

图4 掘巷期间不同宽度煤柱应力分布曲线Fig.4 Stress distribution curves of coal pillars with different widths during tunnel excavation

图5 掘巷期间不同宽度煤柱位移曲线Fig.5 Displacement curves of coal pillars with different widths during tunnel excavation

从图4 和图5 可以看出：煤柱宽度对区段煤柱应力分布和位移变化的影响较为显著；巷道掘进期间随着煤柱宽度的增加，煤柱垂直应力峰值逐渐升高，水平位移逐渐降低。

受到矿山压力的作用，煤柱边缘破坏严重。不同煤柱宽度条件下，靠近采空区边缘处煤柱应力几乎没有变化，当煤柱宽度分别为6、8、10、12 m 时，对应的垂直应力峰值分别为22.1、32.9、40.8、44.1 MPa；相较于煤柱宽度为6 m 时的煤柱峰值应力，煤柱宽度分别为8、10、12 m 时，峰值应力分别增长48.9%、84.6%、99.5%。通过对比发现：当煤柱宽度由6 m 增加到8 m 的过程中，煤柱内应力峰值增加幅度较大，当煤柱宽度由8 m增加到12 m 时，煤柱垂直应力峰值的增长幅度开始变缓。

巷道掘进期间，巷道围岩受采动影响的程度较小，矿山压力显现较为平缓，巷道围岩的变化程度较小。当煤柱宽度分别为6、8、10、12 m 时，对应的最大水平位移分别为139、105、96、89 mm；相较于煤柱宽度为6 m 时的煤柱最大水平位移值，煤柱宽度分别为8、10、12 m 时，最大水平位移分别降低24.5%、30.1%、35.9%。通过对比发现：当煤柱宽度由6 m 增加到8 m 的过程中，煤柱最大水平位移降低幅度较大，当煤柱宽度由8 m 增加到12 m 时，煤柱最大水平位移降低幅度逐渐变缓。

3.3.2 回采期不同煤柱宽度围岩应力及位移特征

回采期间不同煤柱宽度条件下巷道围岩应力分布和位移变化特征如图6 和图7。

图6 回采期间不同宽度煤柱应力分布曲线Fig.6 Stress distribution curves of coal pillars with different widths during mining

图7 回采期间不同宽度煤柱位移曲线Fig.7 Displacement curves of coal pillars with different widths during mining

从图6 和图7 可以看出：相较于掘巷期间的矿压显现程度，回采期间由于受到开采扰动影响，巷道矿压显现较为强烈，区段煤柱的峰值和水平位移出现一定程度的增长，但煤柱应力分布和位移变化规律和掘巷期间的规律相似，均为随着煤柱宽度的增加，煤柱垂直应力峰值逐渐升高，水平位移逐渐降低。

工作面回采期间，当煤柱宽度分别为6、8、10、12 m 时，对应的垂直应力峰值分别为23.2、38.7、52.3、58.6 MPa，最大水平位移分别为470、420、397、372 mm；相较于煤柱宽度为6 m 时的煤柱峰值应力和最大水平位移，煤柱宽度分别为8、10、12 m 时，峰值应力分别增长66.8%、125.4%、152.6%，最大水平位移分别降低10.6%、15.5%、20.8%。

对比掘巷期间和回采期间煤柱宽度对区段煤柱应力分布和位移变化情况的影响可知：随着煤柱的宽度增加，对煤柱的应力分布和位移变化情况的影响程度开始减弱；煤矿宽度为8 m 时，煤柱应力和位移的变化幅度均较大。综合考虑确定区段煤柱宽度为8 m 较为合适。

4 钻孔卸压对巷道围岩应力环境的影响分析

钻孔卸压技术具有施工简单、经济性好等优点，是1 种较为常用的巷内卸压技术。钻孔卸压技术通过在指定区域进行人为破坏，使巷道围岩浅部裂隙快速发育，为围岩变形提供一定的释放空间，高应力得到释放，围岩应力快速降低，集中应力向深部转移。变直径钻孔卸压技术作为钻孔卸压技术的内容之一，在卸压的同时可以降低钻孔对巷道浅部围岩承载结构的破坏程度，值得深入研究其现场的适用性[23-25]。

2308 工作面的应力集中程度较高，对巷道围岩的变形破坏影响显著。为了探究钻孔卸压技术关键参数对巷道围岩卸压效果的影响，应用数值模拟方法分析不同浅部钻孔直径、深部钻孔直径、变径位置条件下的卸压效果。

4.1 浅孔直径对巷道围岩应力环境的影响

此处假设当浅部钻孔深度为4 m，深部钻孔深度为12 m 时，应用数值模拟软件研究了不同浅部钻孔直径条件下，巷道围岩应力分布特征。不同浅部钻孔直径条件实体煤侧应力分布曲线如图8。

图8 不同浅部钻孔直径条件实体煤侧应力分布曲线Fig.8 Stress distribution curves of solid coal side under different shallow drilling diameter conditions

可以看出，当浅部钻孔深度为4 m 时，改变浅部钻孔直径对巷道实体煤侧垂直应力的分布特征影响效果不大。无钻孔卸压的条件下，实体侧垂直应力峰值为42 MPa，距离巷道表面5.5 m 处。当浅部钻孔直径为50 mm 时，对应的峰值应力位置距离巷道表面14.8 m，距离巷道表面5.5 m 处应力为25 MPa；当浅部钻孔直径为100、150、200、250 mm 时，对应的峰值应力位置距离巷道表面15.6 m，距离巷道表面5.5 m 处应力分别为24、23、22、21 MPa。

4.2 深孔直径对巷道围岩应力环境的影响

此处假设当浅部钻孔深度为4 m，深部钻孔深度为12 m 时，应用数值模拟软件研究了不同深部钻孔直径条件下，巷道围岩应力分布特征。不同深部钻孔直径条件实体煤侧应力分布曲线如图9。

图9 不同深部钻孔直径条件实体煤侧应力分布曲线Fig.9 Stress distribution curves of solid coal under different deep drilling diameter conditions

通过对比发现，深部钻孔直径较小时，对巷道围岩应力分布的影响不明显，深部钻孔直径逐渐增大时，巷道围岩的应力分布特征开始出现显著变化。无钻孔卸压的条件下，实体侧垂直应力峰值为42 MPa，距离巷道表面5.5 m 处。当深部钻孔直径为100 mm 时，垂直应力峰值位置没有发生显著变化，峰值应力稍有降低，但趋势不明显；当深部钻孔直径分别为150、200、250、300 mm 时，对应的峰值应力位置距离巷道表面分别为6.3、6.3、15.6、15.6 m，距离巷道表面5.5 m 处应力分别为38、35、26、24 MPa。出现这种情况可能是由于随着深部钻孔直径的增加，卸压效果逐渐明显，巷道围岩浅部塑性区范围逐渐增加，致使垂直应力峰值向煤体深部转移。

4.3 变径位置对巷道围岩的稳定性分析

不同变径位置条件下，巷道实体煤侧围岩应力的分布情况如图10。

图10 不同变径位置条件实体煤侧应力分布曲线Fig.10 Stress distribution curves on the side of solid coal under different variable diameter position conditions

通过对比发现，变径位置不同，巷道围岩的应力分布特征会出现不同的变化。当变径位置分别为2、4、6 m 时，实体煤侧的应力曲线呈现单峰状态，峰值应力位置均为15.6 m，距离巷道表面5.5 m 处应力分别为21、22、24 MPa；当变径位置分别为8、10 m 时，变径位置处于巷道未卸压时的峰值位置处，实体煤侧的应力曲线呈现双峰状态，峰值应力位置均为6.3 m 和15.6 m，距离巷道表面5.5 m 处应力分别为33、37 MPa；当变径位置分别为12 m 时，实体煤侧的应力曲线呈现单峰状态，峰值应力位置均为15.6 m，距离巷道表面5.5 m 处应力为41 MPa。

基于上述研究内容，经过综合对比可知，变直径钻孔卸压方案中，浅孔直径为150 mm，深孔直径为250 mm，变径位置为10 m 时，巷道围岩的卸压效果较好。

5 强动压沿空巷道非对称协同控制技术

孤岛工作面回采巷道沿采空区边界掘进，受到相邻采空区和回采工作面动压作用的影响，巷道围岩塑性区范围较大。在巷道围岩高应力状态下，应根据巷道围岩的应力分布状态和围岩变形特征，提出有针对性的控制措施。基于此，参照2308 工作面原始支护方案，应用数值模拟软件研究2308 工作面巷道顶板的变形特征和顶板锚杆的受力特征，并提出有针对性的非对称协同控制技术参数。

5.1 巷道表面位移

基于2308 工作面原始支护方案，模拟得出的顶板下沉曲线如图11。

图11 巷道顶板变形曲线Fig.11 Deformation curve of roadway roof

由图11 可以看出：巷道顶板表现出非对称变形的特征；受到采空区侧向应力的作用，巷道顶板下沉量差别较大，巷道煤柱帮侧顶板下沉量大于实体煤帮侧的顶板下沉量。

5.2 顶板锚杆受力

由原始支护方案可知，2308 工作面巷道断面为矩形，宽×高为5.4 m×3.8 m，顶板采用规格为ϕ20 mm×2 200 mm 左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆支护，间排距为1 000 mm×900 mm，顶板施加6 根锚杆。将顶板锚杆从靠近煤柱的开始编号，靠近煤柱侧的顶板第1 根锚杆编号为1#，靠近实体煤帮侧顶板锚杆编号为6#，各锚杆受力情况如图12。

图12 锚杆受力情况Fig.12 Stress condition of anchor rod

从图12 可以看出：顶板锚杆受力具有明显的分区特征，越靠近煤柱侧，锚杆的受力情况越显著，锚杆的轴力越大。因此在后期制定锚杆锚索支护方案的过程中应针对顶板应力分布特征，有针对性地制定巷道围岩控制方案。

5.3 非对称协同控制技术参数

根据前面研究结果可知，靠近煤柱帮侧巷道围岩受到采空区侧向支承应力的作用，巷道围岩变化较为剧烈，应加强煤柱帮侧巷道围岩的支护强度，保障巷道围岩稳定。基于此，对2308 工作面的支护参数做如下改进：

1）顶板锚杆仍采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，规格为ϕ22 mm×2 400 mm，顶板中心线靠近煤柱侧，间距为800 mm，靠近实体煤侧间距为900 mm，排距均为900 mm。锚索规格为ϕ18.9 mm×6 500 mm，距煤柱帮1 400 mm 施工第1 根锚索，锚索间排距为1 600 mm×1 800 mm。

2）实体煤帮锚杆规格为ϕ22 mm×2 400 mm，间排距为800 mm×900 mm，在煤柱帮中部施工1排预应力锚索，规格为ϕ18.9 mm×4 500 mm，排距为1 800 mm。

3）煤柱帮锚杆规格为ϕ22 mm×2 400 mm，间排距为800 mm×900 mm，并施工2 根锚索，第1根锚索距顶板700 mm，锚索间排距为1 600 mm×1 800 mm。