斷層保護(hù)煤柱下采煤工作面保留巷道破壞分析及其控制

李臣，李鵬，魯時雨，羅茗，劉玉磊，左明輝

1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；2.神東煤炭集團(tuán)公司布爾臺煤礦，內(nèi)蒙古鄂爾多斯 017209

高產(chǎn)工作面為緩解運輸、通風(fēng)、工作面接替緊張等問題而選擇雙巷布置方式，等到本工作面回采完畢后未報廢的巷道保留下來繼續(xù)使用(保留巷道，簡稱留巷)。留巷受相鄰采空區(qū)支承壓力的影響，礦壓顯現(xiàn)明顯，維護(hù)期長[1-2]。

關(guān)于煤巷變形破壞機理、近距離煤層巷道變形破壞特征及其圍巖控制，已有大量研究成果。在應(yīng)力研究方面：侯朝炯等[3]以應(yīng)力平衡理論為基礎(chǔ)，結(jié)合應(yīng)力微分平衡方程得出了煤體的應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度并分析影響因素；于遠(yuǎn)祥等[4]通過彈性力學(xué)理論分析，得出了煤幫極限平衡區(qū)破裂區(qū)寬度的理論計算公式；單仁亮等[5]通過建立煤巷力學(xué)模型研究了煤幫極限平衡區(qū)寬度并提出強幫護(hù)頂概念。在近距離煤層礦壓研究方面：杜峰等[6-9]通過理論分析、相似材料模擬、數(shù)值模擬等方法，系統(tǒng)研究了頂板來壓結(jié)構(gòu)特征、覆巖運動規(guī)律、采場應(yīng)力分布規(guī)律等礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。在近距離煤層巷道圍巖控制方面：尹希文等[10-12]研究了近距離煤層條件下的巷道錨桿錨索支護(hù)技術(shù)；鞠金峰等[13-16]研究了工作面過上煤層煤柱時支架壓死致災(zāi)機制；臧龍等[17-18]提出了工作面過煤柱圍巖破壞防治技術(shù)手段。

布爾臺煤礦2-2煤層22105-22107工作面回采期間因斷層被迫搬家倒面，22105-22107工作面的斷層保護(hù)煤柱分別為240 m、360 m、370 m，保護(hù)煤柱下方70～80 m的4-2煤工作面正常推過。42106工作面過斷層保護(hù)煤柱期間其留巷變形劇烈，面對相同工況的42107工作面，必須明確留巷致災(zāi)機理并采取有效措施，以避免發(fā)生類似的巷道失穩(wěn)。

1 工程背景

1.1 工作面概況

布爾臺煤礦4-2煤與上覆2-2煤間距70～ 80 m，4-2煤1盤區(qū)42106和42107工作面長度均為300 m，煤層平均埋深440 m，厚度6.6 m，傾角1°～3°，直接頂為30 m的砂質(zhì)泥巖，基本頂為25 m的粉砂巖，2-2煤直接底為25 m的砂質(zhì)泥巖。4-2煤回采巷道采用雙巷布置方式，煤柱25 m，沿底板掘進(jìn)。42106工作面留巷與上覆22106和22107工作面煤柱內(nèi)錯90 m；42107工作面留巷與上覆22107和22108工作面煤柱內(nèi)錯100 m。4-2煤及2-2煤采掘平面如圖1所示(藍(lán)虛線為4-2煤巷道，綠實線為2-2煤巷道)。

1.2 保護(hù)煤柱下巷道強礦壓顯現(xiàn)概況

42106工作面推進(jìn)至斷層保護(hù)煤柱下方時礦壓顯現(xiàn)劇烈，巷道超前影響范圍大于100 m，超前50 m為劇烈采動影響距離，超前70 m幫部出現(xiàn)鼓包，局部錨桿錨索繃斷，巷道單側(cè)幫鼓在1 m以上，如圖2(a)所示；整體性幫鼓及幫錨索破斷普遍，錨網(wǎng)開裂、漏矸，如圖2(b)所示；工作面超前液壓支架(超前45 m)傾斜嚴(yán)重，被迫起底，如圖2(c)所示；底鼓嚴(yán)重，普遍大于1 m，甚至接近2 m，留巷因底鼓導(dǎo)致停產(chǎn)停工的情況時有發(fā)生，如圖2(d)所示。

圖2 巷道現(xiàn)場實際破壞照片F(xiàn)ig.2 Photos of the actual destruction of the roadway

2 保護(hù)煤柱下留巷采動礦壓監(jiān)測

42106工作面進(jìn)斷層保護(hù)煤柱約70 m時，留巷滯后工作面30 m處出現(xiàn)劇烈的幫鼓和底鼓。為及時和精確掌握留巷礦壓顯現(xiàn)情況，在留巷超前工作面50 m開始每隔30 m設(shè)置測點，超前500 m范圍共布置15個測點。由于底鼓嚴(yán)重，需及時臥底，僅獲得兩幫移近量，如圖3所示。根據(jù)測點與上覆斷層保護(hù)煤柱的空間位置關(guān)系，將測點分為8個保護(hù)煤柱下測點和7個采空區(qū)下測點，測得保護(hù)煤柱下兩幫移近量在1 568～2 421 mm之間，采空區(qū)下兩幫移近量在335～ 401 mm之間，如圖3(a)所示，幫鼓呈現(xiàn)明顯區(qū)域性特點。此外，在留巷超前工作面150 m處安裝基點分別為3 m、5 m的幫部離層儀，隨工作面推進(jìn)，其位移曲線如圖3(b)所示。巷幫位移總量為2 418 mm，副幫幫鼓量大于正幫。其中，正幫3 m基點位移量為1 054 mm，5 m基點位移量為1 067 mm，淺部位移占比90.3%；副幫3 m基點位移量為1 128 mm，5 m基點位移量為1 256 mm，淺部位移占比89.8%，圍巖破壞主要集中于3 m以內(nèi)。選擇已擴(kuò)幫的區(qū)域進(jìn)行鉆孔窺視探測，結(jié)果如圖4所示。由圖4可見：巷道幫部的主要離層破碎區(qū)在3.3 m以內(nèi)，3.5～6 m范圍內(nèi)孔壁完整性完好，破壞形式主要表現(xiàn)為孔壁粗糙、裂隙。

圖3 留巷幫部礦壓監(jiān)測Fig.3 Mining pressure monitoring of retained roadway

巷道頂?shù)装遄冃沃饕w現(xiàn)在底鼓，掘巷期原有頂板離層儀變化量一般在35 mm以內(nèi)，因多次臥底，底鼓量數(shù)據(jù)欠缺，但現(xiàn)場照片再現(xiàn)了頂板完好而底板破壞嚴(yán)重的現(xiàn)場，如圖2(d)所示。綜上所述，巷道幫部圍巖的破壞主要集中于4 m以內(nèi)。

圖4 窺視截圖Fig.4 Peep screenshot

3 下位煤層留巷采動數(shù)值分析

FLAC3D利用動態(tài)運動方程可精確模擬開挖后的塑性破壞范圍及應(yīng)力分布特征，模型長×寬×高為1 000 m×700 m×200 m，網(wǎng)格尺寸為5 m/格，留巷周邊網(wǎng)格細(xì)劃為0.5 m/格，先開挖2-2煤22105、22106工作面并充填，平衡后提取留巷軸向應(yīng)力，再開挖42106工作面并充填，平衡后提取留巷軸向應(yīng)力，最后開挖留巷。模型上表面補償5 MPa覆巖垂直應(yīng)力，側(cè)壓系數(shù)取1.2，巖石力學(xué)參數(shù)見表1，數(shù)值模擬模型如圖5所示。

表1 巖石力學(xué)參數(shù)

圖5 數(shù)值模擬模型Fig.5 Numerical simulation model

3.1 采動應(yīng)力分布特征

僅開挖22105和22106工作面后留巷軸向位置的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力如圖6(a)所示。留巷在保護(hù)煤柱下方時較采空區(qū)下方時大，其中在保護(hù)煤柱下方時的最大值均大于原巖應(yīng)力值，σvmax為10.99 MPa，大于10.5 MPa的垂直原巖應(yīng)力，σhmax為 13.19 MPa，大于12.6 MPa的水平原巖應(yīng)力；留巷在采空區(qū)下方時σv小于原巖應(yīng)力。這是因為 2-2煤工作面采空后垮落充填不會完全達(dá)到原巖應(yīng)力狀態(tài)，從而形成卸載效應(yīng)[18]，導(dǎo)致巷道在采空區(qū)下方處于卸壓區(qū)；采空區(qū)周邊的區(qū)域應(yīng)力場疊加導(dǎo)致2-2煤保護(hù)煤柱內(nèi)應(yīng)力增高，傳遞到4-2煤使得巷道在保護(hù)煤柱下處于增壓區(qū)內(nèi)[12]。由于2-2煤與4-2煤間距較大，斷層保護(hù)煤柱下方應(yīng)力傳播有限[15]，所以僅2-2煤開采時斷層保護(hù)煤柱不會對留巷區(qū)域應(yīng)力場造成較大的影響。

圖6 留巷軸向應(yīng)力分布特征Fig.6 Stress distribution at retained roadway

全部開挖22105、22106和42106工作面后留巷所處位置的水平應(yīng)力σh、垂直應(yīng)力σv如圖6(b)所示。斷層保護(hù)煤柱下留巷σvmax為18.40 MPa，是原巖應(yīng)力的1.8倍，σhmax為10.56 MPa，小于原巖應(yīng)力；在采空區(qū)下方留巷水平應(yīng)力σh和垂直應(yīng)力σv小于原巖應(yīng)力。這是由于保護(hù)煤柱下本身就處于σv增加區(qū)，42106工作面開采后留巷位置區(qū)域應(yīng)力場再次受到疊加作用造成σv驟增，而采空區(qū)下的卸壓區(qū)在側(cè)方工作面采空后支承壓力較小，σv疊加后仍低于原巖應(yīng)力值，σh則由于采空區(qū)垮落帶卸壓作用導(dǎo)致應(yīng)力進(jìn)一步卸載。

三個工作面均開挖并充填后，42106工作面周邊σv、σh應(yīng)力云圖如圖7所示，通過Suffer對其垂直應(yīng)力分布進(jìn)行立體化處理，得到42106工作面周邊σv的3D分布，如圖8所示。

圖7 4-2煤采動應(yīng)力分布云圖Fig.7 Stress nephogram in coal seam 4-2

圖8 4-2煤采動垂直應(yīng)力3D分布Fig.8 3D distribution of vertical stress of coal seam 4-2

3.2 留巷塑性破壞特征

42107輔運巷(留巷)多次采動后的巷道塑性區(qū)如圖9所示。由圖9可知：在2-2煤斷層保護(hù)煤柱下方，留巷幫部塑性區(qū)深度為2～2.5 m，副幫塑性區(qū)更大，底板塑性區(qū)深度為2.5 m；而在采空區(qū)下方，留巷幫部塑性區(qū)深度為1.5 m，底板塑性區(qū)深度為2 m。可見，斷層保護(hù)煤柱下方留巷塑性區(qū)范圍相對采空區(qū)下方留巷塑性區(qū)范圍更大。

圖9 留巷塑性區(qū)分布特征Fig.9 Distribution of plastic zone at retained roadway

數(shù)值模擬結(jié)果與現(xiàn)場留巷變形破壞監(jiān)測結(jié)果具有一致性，即塑性區(qū)面積更大的斷層保護(hù)煤柱下留巷的變形破壞更為嚴(yán)重。例如，斷層保護(hù)煤柱下留巷單側(cè)幫鼓普遍達(dá)0.5 m以上，甚至大于1 m，底鼓劇烈，而采空區(qū)下留巷幫鼓量小于0.3 m，底鼓量較小。數(shù)值模擬將工作面范圍內(nèi)地質(zhì)條件進(jìn)行簡化，雖局部區(qū)間與現(xiàn)場有一定出入，但其結(jié)果與現(xiàn)場大部分基本規(guī)律相符。

4 幫鼓產(chǎn)生機理分析及穩(wěn)定性控制

4.1 留巷幫鼓失穩(wěn)致災(zāi)機理

22105與22106工作面開采后采空區(qū)周邊形成支承壓力，在斷層保護(hù)煤柱內(nèi)形成增壓區(qū)并傳遞于4-2煤[9-10]。在42106工作面未開采前，留巷(42107輔運巷)就處于弱應(yīng)力集中的增壓帶，42106工作面回采后，在工作面?zhèn)确叫纬傻母咧С袎毫υ僖淮巫饔糜诹粝?，使留巷先后受兩次開采擾動，導(dǎo)致采動垂直應(yīng)力場為原巖應(yīng)力場的1.8倍，造成抗壓強度相對較弱的煤幫壓剪破壞而產(chǎn)生較大的塑性破壞，巖性較軟弱的底板發(fā)生剪切破壞。而巷道位于采空區(qū)下方時，垂直方向卸壓，42106工作面開挖對留巷垂直應(yīng)力場的疊加作用有限，甚至達(dá)不到原巖應(yīng)力水平，不足以導(dǎo)致較大的塑性區(qū)，采動巷道垂直方向疊加應(yīng)力場如圖10所示。

圖10 巷道采動疊加應(yīng)力場Fig.10 Superimposed stress field of mining roadway

此外，由于斷層保護(hù)煤柱內(nèi)大斷層基本垂直于留巷及工作面走向，使得42106工作面采過后斷層產(chǎn)生滑移，斷層滑移及兩次斷層滑移相互作用產(chǎn)生的附加應(yīng)力再次作用于留巷區(qū)域應(yīng)力場，從而使留巷處于極其復(fù)雜的疊加應(yīng)力場[21]，將造成幫部塑性區(qū)的進(jìn)一步擴(kuò)展，導(dǎo)致留巷變形失穩(wěn)。

4.2 控制方案

4.2.1 巷幫補強支護(hù)

幫部原支護(hù)：副幫φ18 mm×2 100 mm螺紋鋼錨桿，正幫φ27 mm×2 100 mm玻璃鋼錨桿，排距1 m，4根/排。后期補強φ15.24 mm×4 500 mm錨索，由于補強的錨索抗拉強度小、延伸量不足導(dǎo)致后期巷道大變形時索體繃斷。

圖11 開挖應(yīng)力場Fig.11 Excavation stress field

FLAC3D數(shù)值模擬所得巷道開挖應(yīng)力場如圖11所示。僅開挖巷道而不支護(hù)時，σvmax為18.01 MPa，支護(hù)后的σvmax為17.90 MPa?？梢?，巷道支護(hù)對采掘應(yīng)力場的改變有限[19]，即在圍巖巖性及應(yīng)力場條件給定的情況下，塑性破壞范圍也是給定的，此時需要支護(hù)體有效作用段大于塑性范圍，且支護(hù)體必須有一定的延伸性能以適應(yīng)圍巖變形[20]。

在采動超前劇烈影響范圍(超前工作面50 m)之外，選用φ28.6 mm×6 500 mm錨索進(jìn)行二次補強支護(hù)。其6.5 m的長度保證錨固段在塑性區(qū)范圍之外，8%的延伸率可允許圍巖變形卸壓，大于90 t的極限拉拔力，既可防止破斷又能有效控制非連續(xù)性變形[19-20，22]。幫部補強支護(hù)設(shè)計方案如圖12所示。

圖12 補強支護(hù)設(shè)計(單位：mm)Fig.12 Reinforcement support design

4.2.2 頂板水壓致裂

為避免42107工作面回采期間因頂板來壓步距過大產(chǎn)生的高應(yīng)力集中導(dǎo)致工作面中部至輔運巷發(fā)生強烈礦壓顯現(xiàn)，在42107主運巷、42108輔運巷向工作面頂板布置水壓致裂鉆孔(圖13)，以弱化直接頂及部分基本頂?shù)膸r層整體性，切斷采場頂板壓力至留巷的應(yīng)力傳播途徑，減小留巷礦壓顯現(xiàn)[23]。

采用ZDY1200S型全液壓鉆機分別沿42107主運巷道正幫和42108輔運巷副幫向42107工作面布置φ56 mm壓裂鉆孔，開口位置距離底板約2.2 m。其中，42108輔運巷自開切眼起向外至1 216 m范圍布置25個水壓致裂孔，鉆孔長度145 m，鉆孔角度17 °，頂板巖層垂高38 m，壓裂時長10～15 min，鉆孔煤層段不實施壓裂(鉆孔前17.5 m紅色段)，為防止架前漏頂，鉆孔黃色段不實施壓裂，其余位置每隔3 m壓裂一次，距孔底10 m鉆孔不壓裂，布置如圖13(a)所示；42107主運巷道自開切眼556 m起向外1 366 m范圍布置81個水壓致裂孔，鉆孔長度43 m，鉆孔角度51°，頂板巖層垂高30 m，壓裂時長15～30 min，頂板10 m范圍內(nèi)不實施壓裂(鉆孔前12.9 m紅色段)，其余位置每隔3 m壓裂一次，布置如圖13(b)所示。

圖13 水壓致裂鉆孔布置圖Fig.13 Layout of hydraulic fracturing drilling

5 工程實踐

42107工作面采取水壓致裂并結(jié)合二次補強措施后，對留巷(42108輔運巷)幫部進(jìn)行表面位移監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，幫鼓、底鼓在一定程度上得到了有效控制，總體幫鼓量在0.3 m左右，相比于未進(jìn)行水壓致裂前的一次補強而言，巷道單側(cè)幫鼓量減少了650 mm左右，所補強的φ28.6 mm錨索未發(fā)生破斷現(xiàn)象，現(xiàn)場補強效果如圖14所示。補強支護(hù)后，支護(hù)體與圍巖可以協(xié)調(diào)變形，并持續(xù)提供較大的支護(hù)阻力，巷道雖仍有一定變形，但穩(wěn)定性大大提高，巷道后期整體使用良好。

圖14 留巷二次補強后變形破壞照片F(xiàn)ig.14 Photos of deformation and failure after secondary reinforcement at retained roadway

6 結(jié) 論

(1) 4-2煤回采后留巷變形破壞區(qū)域性明顯，上覆斷層保護(hù)煤柱下方的留巷幫鼓、底鼓更為嚴(yán)重，而且副幫變形大于正幫，保護(hù)煤柱下工作面回采對留巷的采動超前影響距離可達(dá)100 m。

(2) 數(shù)值模擬表明，多次采動造成4-2煤留巷位置處垂直、水平應(yīng)力不同程度的疊加及卸載效應(yīng)明顯，導(dǎo)致不同區(qū)域留巷圍巖塑性區(qū)形態(tài)尺寸的差異，此外，斷層活化等其他復(fù)雜應(yīng)力場與采動應(yīng)力場的疊加進(jìn)一步加劇了巷道破壞。

(3) 模擬分析了錨桿索支護(hù)對巷道采掘應(yīng)力場的影響，并提出采用大延伸率錨索進(jìn)行二次補強支護(hù)，結(jié)合水壓致裂減緩高應(yīng)力集中，現(xiàn)場應(yīng)用效果顯著。