马脊梁矿综放工作面临空巷道围岩变形特征及控制

鲍永生

(大同煤矿集团有限责任公司 马脊梁煤矿，山西 大同 037000)

综放开采具有巷道掘进率低、功效高、大功率采运设备易于高效运转等优势，能够最大限度地实现工作面的高产高效[1-3]。然而，综放高强度回采势必引起巷道围岩的不稳定、矿压显现强烈等问题。特别是毗邻采空区的回采巷道超前范围内来压特别强烈，严重制约了综放工作面的高产高效[4-5]。

对于控制巷道的围岩变形，专家学者进行了诸多的探索与实践。康红普等[6-7]提出采用高预应力、强力锚杆与锚索支护技术控制巷道强烈变形；柏建彪、何富连等[8-9]通过构建力学模型、FLAC数值模拟，提出采用加强巷道顶板支护将巷道顶板岩层压力转移至巷道围岩深处；还有一些学者[10-12]致力于通过主动卸压控制巷道围岩变形。然而由于巷道围岩性质、地质与开采条件的差异性，各种围岩控制方案均存在局限性，对于特定条件下的巷道围岩赋存特点及围岩变形特征，需采取针对性的巷道围岩控制方案。

本文以马脊梁矿8103工作面为工程背景，针对5103临空巷道在回采过程中出现单体支柱折损、钢带变形断裂、巷道变形严重等现象，采用FLAC数值模拟、现场实测分析5103巷道围岩变形的特征，提出“APR+PRS”的临空巷道围岩控制方案，即主动卸压(Active Pressure Relief)+被动加强支护(Passivity Reinforce Support)。主动卸压包括：顶板水压致裂、煤体大直径卸压钻孔、CO2底板致裂；被动加强支护包括：增加单体支设密度、巷道内加支木垛。最后通过来压步距、支架工作阻力、巷道表面位移验证“APR+PRS”临空巷道围岩控制方案的有效性。

1 工作面概况

马脊梁矿8103工作面埋深409～490m，煤层厚度5.1～7.8m，平均7.01m。煤层倾角2～5°，平均2.5°。工作面走向长度2010.5m，倾斜长度239.4m；5103巷道规格为：宽5.1m×高3.5m。该工作面南西方向为已回采的8101工作面采空区，8103与8101工作面煤柱宽度为30m。煤层顶底板情况如表1所示，8103工作面示意如图1所示。

表1 煤层顶底板情况

图1 8103工作面示意

5103巷与8101工作面采空区相邻，回采推进过程中巷道顶板下沉、底板鼓起、支护破坏，给回采、通风带来了困难，极大地限制了工作面的高产高效。

2 临空巷道围岩变形特征

2.1 FLAC2D数值模拟

参照马脊梁矿8103工作面地质条件，建立FLAC2D数值模拟，煤层及顶底板岩层力学参数如表2所示。分别在5103巷道顶底板、两帮设置监测点，监测巷道在掘进、回采过程中变形量。运算至平衡状态后，应力云图如图2所示。掘进过程中，巷道顶底板及两帮移近量最大值分别为：170，70mm；回采过程中，巷道顶底板及两帮移近量最大值分别为：2000，800mm。与掘进过程中相比，在回采过程中，5103临空巷道围岩变形显著。

表2 煤层及顶底板岩层力学参数

图2 垂直应力分布

2.2 5103临空巷道围岩变形实测

采用“十字监测法”监测巷道断面位移。在5103巷道超前50m范围内设置10个监测点，监测巷道顶底板及两帮移近量。当8103工作面回采至100，150，200，250m时，5103巷道表面位移监测曲线如图3所示。

图3 5103巷道表面位移监测结果

当回采至100m时，5013巷道超前25m范围围岩发生变形，顶底板移近量最大为810mm，两帮最大变形位移为450mm，如图3(a)。当回采至距切眼250m时，即工作面的“见方”位置，5103巷超前50m范围围岩发生变形，顶底板移近量最大为1500mm，两帮最大变形位移为800mm。如图3(d)所示。

通过FLAC数值模拟、巷道表面位移实测结果发现：8103工作面回采过程中，5103巷道围岩变形严重，顶底板移近量最大达到1500mm，两帮移近量最大800mm，影响范围为超前50m，严重区域为超前30m范围。

2.3 5103临空巷道围岩变形主要原因分析

(1)8103工作面回采后垮落步距大，回采超前支承压力及采动动压对超前支护段影响强烈。

(2)8103工作面后部采空区基本顶悬顶产生的超前支承压力影响。

(3)8101工作面采空区悬顶因8103工作面采动影响失稳断裂而产生迭加动压影响。

3 临空巷道围岩变形控制

3.1 顶板水力致裂

根据8103工作面煤层及顶板岩层的分布及5103巷道周围煤层的开采情况，确定水力致裂钻孔布置方案，如图4所示。

图4 5103巷道顶板水力致裂示意

在8103工作面5103巷超前工作面180m，垂直于煤柱侧巷帮，距底板2.5m处以仰角23°斜向8101采空区方向施工一排水力致裂钻孔，钻孔深度26.6m，钻孔间距14m，用以控制侧向支承压力的影响。同时，在靠近煤壁侧巷帮，距底板2.5m处以仰角45°(沿工作面方向)偏角34°(偏向8103工作面)施工钻孔，钻孔深度23.5m，钻孔间距14m，控制本工作面超前支承压力的影响。

水力致裂过程中，监测临近致裂孔出水情况，由此判断钻孔间距的合理性。致裂过程中，均能从邻近钻孔看到有水流出，水力裂缝可以扩展至邻近钻孔，说明钻孔间距的合理性。致裂过程中监测水压变化情况，如图5所示。致裂压力最大为37.5MPa，裂缝扩展压力为27.5～35MPa。致裂过程中，压力变化较为平稳，表明顶板岩层完整，有利于水力裂缝大范围扩展，能够有效地弱化、分割顶板岩层。水力致裂后顶板裂隙效果如图6所示，可以看出，割槽成功，达到预期效果。

图5 致裂压力变化曲线

图6 水力致裂后开槽孔形态

3.2 CO2底板致裂

CO2在低于31℃、压力大于7.35MPa时以液态形式存在，而超过31℃时，CO2状态由液态瞬变为气态。在致裂器储液管内充装液态CO2，使用起发器引发激发装置，使液态CO2瞬间被气化并产生高压。其高压在致裂孔附近形成破碎区，并渗透进一步扩展裂隙。随着时间推移，CO2气体运移至裂隙内形成气楔，其劈裂作用使得裂隙二次发育和扩展形成裂缝，对岩体进行致裂破坏。

致裂钻孔布置方法：距巷道煤柱帮2m，施工一排底板卸压钻孔，钻孔间距为5.0m，钻孔直径65mm。钻孔朝向工作面，与巷道垂直方向的夹角为30°，眼斜深5.8m，垂深5m，5103巷CO2底板致裂钻孔如图7所示。

图7 CO2底板致裂钻孔

4 方案效果检验

4.1 周期来压步距

8103工作面来压特点为中部先来压，然后头尾来压。周期来压步距25m左右，工作面尾部来压持续时间长，工作阻力较大，安全阀开启频繁。从550m实施上述方案后，工作面来压步距显著减小。如图8所示。

图8 来压步距变化曲线

4.2 工作面支架工作阻力

通过分析8103工作面支架工作阻力，验证“APR+PRS”巷道围岩控制方案的有效性。通过分析数据发现：实施方案前支架工作阻力大部分集中在8000～9000kN，占总数的55%；实施“APR+PRS”方案后支架工作阻力在8000～9000kN所占比例下降9.76%，支架工作阻力在7000～8000kN所占比例下降4.64%，如图9所示。

图9 液压支架工作阻力区间

4.3 巷道顶底板移近量与两帮移近量分析

5103巷道实施“APR+PRS”方案后，为了更好地检验围岩变形控制方案的有效性，在5103巷道布置10个测点观测实施方案后巷道表面变形位移曲线，如图10所示。顶底板移近量减少42%，两帮移近量减少40%。巷道变形区域由超前30m变为超前15m。保证了5103巷道的正常使用，实现了综放工作面的高产高效。

图10 5103巷道表面位移

5 结 论

(1)采用FLAC数值模拟，顶底板移近量最大达到2000mm，两帮移近量最大800mm，巷道表面位移实测，结果发现：8103工作面回采过程中，5103巷道围岩变形严重，顶底板移近量最大达到1500mm，两帮移近量最大800mm，影响范围为超前50m，严重区域为超前30m范围。

(2)提出“APR+PRS”的临空巷道围岩控制方案，即主动卸压+被动加强支护。主动卸压包括：顶板水压致裂、CO2底板致裂等；被动加强支护包括：增加单体支设密度、巷道内加支木垛。

(3)通过周期来压步距、支架工作阻力、巷道表面位移监测验证“APR+PRS”临空巷道围岩控制方案的有效性。工作面来压步距显著减小、支架工作阻力在8000～9000kN所占比例下降9.76%、顶底板移近量减少42%、两帮移近量减少40%、巷道变形严重区域由超前30m变为超前15m。

(4)“APR+PRS”的临空巷道围岩控制方案

有效地控制了临空巷道的围岩变形，此方案已广泛应用于马脊梁矿其他综放回采工作面。

[1]董正坤，冯宇峰，林来彬，等.特厚煤层综放开采侧方临空覆岩空间结构运动规律及煤柱宽度研究[J].煤矿开采，2015，20(6)：6-9.

[2]张宏伟，朱志洁，霍利杰，等.特厚煤层综放开采覆岩破坏高度[J].煤炭学报，2014，39(5)：816-821.

[3]于 斌，朱卫兵，高 瑞，等.特厚煤层综放开采大空间采场覆岩结构及作用机制[J].煤炭学报，2016，41(3)：571-580.

[4]于 斌，刘长有，刘锦荣.大同矿区特厚煤层综放回采巷道强矿压显现机制及控制技术[J].岩石力学与工程学报，2014，33(9)：1863-1871.

[5]于 斌，刘长友，杨敬轩，等.大同矿区双系煤层开采煤柱影响下的强矿压显现机制[J].煤炭学报，2014，39(1)：40-46.

[6]康红普，王金华，林 健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报，2007，32(12)：1233-1238.

[7]康红普，林 健，吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用[J].煤炭学报，2009，34(9)：1153-1159.

[8]张 炜，张东升，陈建本，等.孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷围岩变形控制[J].中国矿业大学学报，2014，43(1)：36-42.

[9]张广超，何富连.大断面强采动综放煤巷顶板非对称破坏机制与控制对策[J].岩石力学与工程学报，2016，35(4)：806-818.

[10]王 涛，由 爽，裴 峰，等.坚硬顶板条件下临空煤柱失稳机制与防治技术[J].采矿与安全工程学报，2017，34(1)：54-59.

[11]王 宇，邓广哲，沈 超.综放工作面坚硬厚煤层注水软化工艺与效果分析[J].煤矿安全，2013，44(10)：176-178.

[12]于 斌，段宏飞.特厚煤层高强度综放开采水力压裂顶板控制技术研究[J].岩石力学与工程学报，2014，33(4)：778-785.