張振峰，張修峰，韓躍勇，張自發(fā)，張 斌

(1.煤炭科學(xué)研究總院開采研究分院，北京 100013； 2.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013； 3.兗州煤業(yè)鄂爾多斯能化有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000； 4.鄂爾多斯市營盤壕煤炭有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

鄂爾多斯地區(qū)近年來新建了許多年產(chǎn)量超過10 Mt的大型礦井，其中很多礦井主采煤層埋深超過600 m，煤層開采強(qiáng)度大且具有沖擊傾向，為井下巷道圍巖控制帶來很大挑戰(zhàn)[1-4]，這些煤礦主要集中在鄂爾多斯伊金霍洛旗和烏審旗。巷道一般沿煤層底板掘進(jìn)，巷道所在的煤層層位結(jié)構(gòu)復(fù)雜，主要特點(diǎn)為巷道幫部距頂板約1 m范圍內(nèi)有一層“亮煤”，節(jié)理裂隙比較發(fā)育，掘進(jìn)過程中極易片落，導(dǎo)致巷幫上部片幫嚴(yán)重，成型較差，且造成頂板跨度增大，巷道維護(hù)難度加大[5-6]。該地區(qū)煤礦一般都具有沖擊傾向性，礦方為避免巷道發(fā)生沖擊，投入了巨大的人力物力進(jìn)行沖擊地壓防治，根據(jù)已有技術(shù)經(jīng)驗(yàn)，區(qū)段間留小煤柱能有效減弱巷道圍巖應(yīng)力積聚，減小沖擊地壓發(fā)生的可能。因此，營盤壕煤礦決定采用小煤柱沿空掘巷技術(shù)，變更巷道布置，將原有區(qū)段煤柱寬度由30 m減小為5 m，工作面輔運(yùn)順槽沿上工作面采空區(qū)掘進(jìn)。沿空掘巷技術(shù)在我國已發(fā)展應(yīng)用多年，很多學(xué)者針對不同現(xiàn)場條件進(jìn)行了研究，得出許多代表性成果[7-12]。但沿空掘巷技術(shù)在該地區(qū)深井復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層條件下尚屬首次應(yīng)用，無鄰近礦井成功經(jīng)驗(yàn)可以借鑒，對沿空掘巷圍巖變形破壞和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律還沒有進(jìn)行過深入研究。因此，本文結(jié)合營盤壕煤礦具體地質(zhì)條件，開展深埋復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層小煤柱沿空掘巷圍巖控制技術(shù)研究，實(shí)現(xiàn)煤礦井下巷道在服務(wù)周期內(nèi)的安全穩(wěn)定，為同類條件巷道圍巖控制提供借鑒。

1 工程概況

1.1 礦井及工作面基本概況

營盤壕煤礦位于內(nèi)蒙古鄂爾多斯市納林河礦區(qū)，設(shè)計生產(chǎn)能力12.0 Mt/a，含煤地層為侏羅系中下統(tǒng)延安組，共17層，目前主采煤層為2-2煤層。營盤壕煤礦2202工作面是22采區(qū)的第二個工作面，南側(cè)為2201采空區(qū)，2201工作面于2017年3月開始回采。營盤壕煤礦2-2煤層具有沖擊傾向性，考慮防治沖擊地壓因素，2202輔運(yùn)順槽沿2201工作面采空區(qū)掘進(jìn)，采用小煤柱護(hù)巷，區(qū)段煤柱尺寸為5 m。該巷道是2202工作面主要輔助運(yùn)輸通道，先期掘進(jìn)3號聯(lián)絡(luò)巷至2202工作面切眼段，該掘進(jìn)段鄰近的2201工作面采空區(qū)已回采完畢約1年時間。工作面與巷道布置如圖1所示。

1.2 巷道掘進(jìn)變形破壞情況

營盤壕煤礦井下巷道一般沿煤層底板掘進(jìn)，煤層厚度約為6 m，埋深約為680 m，直接頂為砂質(zhì)泥巖，基本頂為粉砂巖，直接底一般為砂質(zhì)泥巖。掘進(jìn)期間變形破壞具有較明顯特征，巷道掘出后頂板較為完好，煤幫上部距頂板1 m范圍內(nèi)基本隨掘隨片，未等進(jìn)行支護(hù)即已片落，伴隨“劈啪”聲響動，片幫深度約為1 m，煤幫中下部掘進(jìn)后較為完好，巷道掘進(jìn)后斷面素描圖如圖2所示。

圖1 營盤壕煤礦2202工作面布置Fig.1 Yingpanhao coal mine 2202 working face layout

圖2 營盤壕煤礦巷道掘進(jìn)后斷面素描圖Fig.2 Yingpanhao coal mine’s roadway cross section sketch after excavation

在研究開展前，2202輔運(yùn)順槽已先期掘進(jìn)約300 m，沿空掘巷圍巖變形破壞同樣具有一定特征，巷道掘進(jìn)期間，除具有上述煤幫上部片幫特征外，頂板下沉不明顯，煤柱幫變形量較小，表面位移量在100 mm以內(nèi)，且圍巖表面無明顯破壞，但回采幫變形較明顯，表面位移量為300～400 mm，表面破碎、鼓包現(xiàn)象比較明顯。

為深入了解巷道幫部結(jié)構(gòu)與破壞情況，利用鉆孔窺視儀分別對煤柱幫和回采幫進(jìn)行結(jié)構(gòu)窺視，典型窺視結(jié)果如圖3所示。由圖3可知，煤柱幫完整性比較好，裂隙較少；工作幫完整性較差，煤幫2 m范圍內(nèi)裂隙比較發(fā)育。造成工作幫、頂板和煤柱幫裂隙發(fā)育程度不同的原因，應(yīng)為煤柱尺寸過小本身就全處于塑性狀態(tài)，承載能力較低，巷道開挖后圍巖應(yīng)力向承載能力較強(qiáng)的頂板和工作幫轉(zhuǎn)移，從而頂板和工作幫裂隙較發(fā)育，而小煤柱幫較為完好。初步判斷目前巷道支護(hù)強(qiáng)度偏弱，護(hù)表做的不足，導(dǎo)致淺部圍巖裂隙發(fā)育，在支護(hù)設(shè)計中應(yīng)增強(qiáng)支護(hù)強(qiáng)度，提高錨桿預(yù)緊力并實(shí)現(xiàn)強(qiáng)力護(hù)表。

1.3 巷道圍巖強(qiáng)度測試

利用WQCZ-56型小孔徑井下巷道圍巖強(qiáng)度測定裝置進(jìn)行2202沿空掘巷圍巖強(qiáng)度測試，測試部位為頂板、煤幫距頂板0.5 m(片幫處)、煤幫距頂板2.0 m(不片幫處)，測試結(jié)果如圖4所示。

由圖4可知，頂煤平均強(qiáng)度19.24 MPa，頂板砂質(zhì)泥巖平均強(qiáng)度55.85 MPa；煤幫距頂板0.5 m煤體平均強(qiáng)度19.94 MPa，煤幫距頂板2.0 m煤體平均強(qiáng)度22.68 MPa。綜合分析來看，頂板巖層強(qiáng)度較高，煤層強(qiáng)度中等偏低，且煤幫上部煤的強(qiáng)度比下部低，由于強(qiáng)度差異，交界處膠結(jié)程度較弱，在開挖應(yīng)力重分布時易成為薄弱部位，從而松動片落，為支護(hù)帶來一定難度。

圖3 沿空掘巷兩幫窺視圖像Fig.3 Sidewalls peep image of gob-side roadway

圖4 沿空掘巷圍巖強(qiáng)度測試數(shù)據(jù)Fig.4 Rock strength test data of gob-side roadway

2 沿空掘巷圍巖變形破壞數(shù)值模擬分析

采用有限差分軟件FLAC3D數(shù)值模擬的方法，模擬2202輔運(yùn)順槽沿空掘巷在掘進(jìn)期間的變形破壞特征，為支護(hù)技術(shù)研究提供依據(jù)。根據(jù)實(shí)際地質(zhì)條件和巷道周圍的采掘狀況建立對應(yīng)的數(shù)值模型，模型尺寸為400 000 mm×200 000 mm×150 000 mm，劃分為114 500節(jié)單元和106 312個節(jié)點(diǎn)，數(shù)值模型如圖5所示。以在營盤壕礦獲取的地質(zhì)力學(xué)測試數(shù)據(jù)及前人研究設(shè)置的參數(shù)取值設(shè)計煤巖層物理力學(xué)參數(shù)。地應(yīng)力按照實(shí)測數(shù)據(jù)取為最大水平主應(yīng)力23 MPa，最小水平主應(yīng)力19 MPa，垂直主應(yīng)力17 MPa，邊界條件取上部為自由邊界，四周和底部采用鉸支。本節(jié)主要研究巷道開挖后的圍巖變形破壞特征，得出圍巖薄弱部位，不考慮支護(hù)作用，因此數(shù)值模擬過程中不進(jìn)行錨桿索支護(hù)。

圖5 數(shù)值模型示意圖Fig.5 Numerical model diagram

圖6 沿空掘巷圍巖變形破壞情況模擬Fig.6 Simulation of deformation and failure of surrounding rocks of gob-side roadway

由圖6可知，小煤柱沿空掘巷巷道掘進(jìn)期間在無支護(hù)條件下巷道塑性區(qū)范圍比較大，煤柱基本整體都處于塑性狀態(tài)，承載能力已經(jīng)變得比較低。巷道頂板下沉量較大，下沉最大的區(qū)域位于頂板靠近煤柱幫側(cè)，下沉量超過500 mm，在實(shí)際支護(hù)中應(yīng)重點(diǎn)保障此區(qū)域支護(hù)強(qiáng)度和支護(hù)質(zhì)量?；夭蓭拖鄬τ谛∶褐鶐透?，原因是煤柱幫完全處于塑性狀態(tài)，承載能力比較低，巷道開挖形成的應(yīng)力重分布主要在回采幫進(jìn)行，應(yīng)力擾動回采幫淺部煤體形成裂隙發(fā)育擴(kuò)容，從而導(dǎo)致工作幫產(chǎn)生相對較大的變形，這與鉆孔窺視以及圍巖表面破壞狀況觀察的結(jié)果是一致的。因此，相對于傳統(tǒng)觀念中沿空掘巷重點(diǎn)加強(qiáng)煤柱幫控制的理念，在營盤壕煤礦沿空掘巷工作中更應(yīng)加強(qiáng)對回采幫的支護(hù)。

3 沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

基于前文分析的營盤壕煤礦深埋復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層小煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征及其發(fā)生原因，有針對性地提出圍巖控制技術(shù)理念，主要為“整體性、強(qiáng)韌性、薄弱部位重點(diǎn)支護(hù)”。

1) 整體性。根據(jù)營盤壕煤礦復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層巷道掘進(jìn)煤幫上部強(qiáng)度較低、與中下部強(qiáng)度較高的煤層交界面出易片幫的實(shí)際情況，以及小煤柱沿空掘巷幫部易發(fā)生大變形的類似工程經(jīng)驗(yàn)，應(yīng)將煤幫上部軟弱區(qū)域與中下部較為穩(wěn)定的煤體聯(lián)結(jié)起來，形成一個整體不易發(fā)生大變形的穩(wěn)定結(jié)構(gòu)。在支護(hù)設(shè)計上，宜選用鋼帶等構(gòu)件將錨桿、錨索聯(lián)結(jié)成組合支護(hù)結(jié)構(gòu)。

2) 強(qiáng)韌性。根據(jù)鉆孔窺視結(jié)果和圍巖表面破壞狀況統(tǒng)計，沿空掘巷圍巖尤其是煤幫淺部裂隙比較發(fā)育，表面常出現(xiàn)破裂、鼓包現(xiàn)象，說明淺部圍巖控制效果不好。應(yīng)采用提高錨桿索支護(hù)預(yù)緊力的方法增強(qiáng)淺部圍巖的剛度，使其具有較高的抗變形能力，并且通過增大錨桿索支護(hù)構(gòu)件的護(hù)表面積，一方面增大錨桿支護(hù)范圍，另一方面使預(yù)緊力更有效地擴(kuò)散到圍巖淺部區(qū)域，進(jìn)一步增強(qiáng)淺部圍巖的韌性。

3) 薄弱部位重點(diǎn)支護(hù)。根據(jù)鉆孔窺視結(jié)果、圍巖表面破壞狀況統(tǒng)計和數(shù)值模擬結(jié)果得出，營盤壕煤礦復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層巷道掘進(jìn)圍巖發(fā)生較嚴(yán)重變形破壞的部位在煤幫上部距頂板1 m范圍內(nèi)、回采幫整體和頂板偏煤柱側(cè)，這些是巷道的薄弱部位，因此，在支護(hù)設(shè)計中應(yīng)著重加強(qiáng)對這些部位的重點(diǎn)支護(hù)。

4 沿空掘巷支護(hù)設(shè)計

基于“整體性、強(qiáng)韌性、薄弱部位重點(diǎn)支護(hù)”的圍巖控制技術(shù)理念，設(shè)計2202工作面輔運(yùn)順槽沿空掘巷支護(hù)設(shè)計如下所述。

1) 頂板支護(hù)。頂板錨桿規(guī)格為直徑22 mm，屈服強(qiáng)度500 MPa，長度2.4 m，間排距800 mm×800 mm，配150 mm×150 mm×10mm拱形托板，錨固長度為1 272 mm，預(yù)緊扭矩不低于400 N·m，錨桿間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯(lián)結(jié)。

頂板錨索規(guī)格為1×19股、直徑21.6 mm，長度6.3 m，間排距1 500 mm×1 600 mm，配300 mm×300 mm×16 mm拱形托板，錨固長度1 868 mm，錨索預(yù)緊力不低于250 kN；頂板距煤柱幫500 mm沿巷道走向打一排補(bǔ)強(qiáng)錨索，排距2 400 mm，補(bǔ)強(qiáng)錨索間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯(lián)結(jié)，用于控制頂板偏煤柱側(cè)下沉。

2) 煤柱幫支護(hù)。 煤柱幫錨桿規(guī)格為直徑22 mm，屈服強(qiáng)度500 MPa，長度2.4 m，間排距800 mm×800 mm，配150 mm×150 mm×10 mm拱形托板，錨固長度為1 272 mm，預(yù)緊扭矩不低于400 N·m，錨桿間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯(lián)結(jié)。

煤柱幫錨索規(guī)格為直徑21.6 mm、長度4.3 m的注漿錨索，煤柱幫中間打設(shè)一根，距頂板1 000 mm(軟煤、硬煤交界處)打設(shè)一根，距底板500 mm打設(shè)一根，配300 mm×300 mm×16 mm拱形托板，錨固長度1 868 mm，錨索預(yù)緊力不低于200 kN，錨索間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯(lián)結(jié)；滯后掘進(jìn)迎頭200 m左右煤柱幫噴漿并注漿，注漿漿液采用水泥漿，水灰比0.6∶1，注漿壓力2～3 MPa。

3) 回采幫支護(hù)?；夭蓭湾^桿支護(hù)設(shè)計與煤柱幫完全相同，錨索變更為直徑21.6 mm、長度5.0 m的普通高強(qiáng)錨索，煤柱幫中間打設(shè)一根，距頂板1 000 mm打設(shè)一根，錨索間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯(lián)結(jié)，回采幫不注漿?；夭蓭屯瑯泳哂休^高的支護(hù)強(qiáng)度和剛度，使其具有較強(qiáng)的整體性和韌性，從而加強(qiáng)回采幫承載能力。支護(hù)斷面圖如圖7所示。

圖7 沿空掘巷支護(hù)設(shè)計示意圖Fig.7 Support design diagram of gob-side roadway

5 支護(hù)效果

營盤壕煤礦2202工作面輔運(yùn)順槽沿空掘巷段應(yīng)用新支護(hù)技術(shù)方案后，對錨桿索受力和圍巖表面位移進(jìn)行了觀測。從觀測的錨桿受力情況看，圍巖各部位錨桿基本在掘進(jìn)完成15～20 d內(nèi)達(dá)到穩(wěn)定，穩(wěn)定后錨桿受力70～120 kN之間，整體受力狀況良好，低于錨桿的屈服載荷。錨索受力一般在270～380 kN之間，沒有發(fā)生錨索破斷的現(xiàn)象。從表面位移變化量看來，圍巖頂板下沉量在100 mm以內(nèi)，回采幫內(nèi)移量小于200 mm，表面基本無破裂、鼓包現(xiàn)象，煤柱幫內(nèi)移量在150 mm以內(nèi)，基本無明顯變形，整體圍巖控制效果良好。

6 結(jié) 論

1) 分析了營盤壕煤礦深埋復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層小煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征，研究了煤幫上部嚴(yán)重片幫的發(fā)生原因，指出了頂板偏煤柱側(cè)下沉量較大和回采幫變形較大的特征及其發(fā)生機(jī)理。

2) 針對性地提出了“整體性、強(qiáng)韌性、薄弱部位重點(diǎn)支護(hù)”的復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層沿空掘巷圍巖控制技術(shù)，通過支護(hù)參數(shù)優(yōu)化提出了現(xiàn)場支護(hù)設(shè)計。

3) 圍巖控制效果表明，提出的“整體性、強(qiáng)韌性、薄弱部位重點(diǎn)支護(hù)”控制技術(shù)可有效實(shí)現(xiàn)沿空掘巷圍巖穩(wěn)定，錨桿索受力在有效承載極限之內(nèi)，圍巖變形量大幅降低，整體穩(wěn)定性提高。