孤岛工作面巷道底鼓机理及控制技术研究

朱正东

(霍州煤电集团，山西 吕梁 033100)

随着我国煤炭开采向深部发展，巷道围岩应力状况进一步恶化，围岩破坏情况也日益严重。受各种因素影响，巷道围岩破坏形式多样，而当底板为软弱岩层或受高应力时，围岩尤其是底板变形将会更加剧烈显著。巷道底鼔是一个极其复杂的物理、力学过程，与巷道围岩性质、应力状态及维护方式密切相关。采动影响下的巷道底鼓尤为常见和突出，约占巷道顶底板位移量的 2/3～3/4，严重制约着矿井的高产高效。

国内学者在底鼓机理及防治技术方面取得了大量的理论成果并积累了实践经验，为巷道底鼓防治提供了重要的指导和参考。侯朝炯[1]通过加固底板和巷道帮角控制底鼓,采用合理的一次支护和二次支护来实现巷道的长期稳定。孙利辉[2]等人通过巷道原支护和底鼓治理方案相似模拟试验,提出了巷道底板锚索束+底板深浅注浆的治理方案。杨军[3]等人根据锚杆控制巷道底鼓力学分析模型，从有效切断底板塑性滑移线和有效分解力的作用两方面，对底角锚杆控制底鼓的作用机理进行力学分析，研究特性锚杆解决巷道底鼓问题。

但是，不同地质条件下不同巷道底鼓的产生都有其区别于其它底鼓的明显特征。笔者通过对庞庞塔矿底鼓区域巷道围岩岩性分析，采用Flac3D软件对现有支护条件及各控制方案分别进行模拟分析，并通过现场试验分析验证。

1 巷道围岩强度分析

采用WQCZ-56型围岩强度测试装置，对庞庞塔矿易发生底鼓区域的巷道内选取两点进行测试，在窥视钻孔内对巷道顶板10 m范围煤岩层的强度进行了测试；巷道内选取5点，采集底板岩样进行点载荷试验。数据处理后，见图1，图2，表1.

图1 第1测点顶板10 m范围煤岩体强度分布图

由图1，2可知，煤体强度平均值为15.21 MPa.

图2 第2测点顶板10 m范围煤岩体强度分布图

试样编号试样规格/cm点载荷强度/MPa110×8×634.428×8×539.1639×6×628.51412×10×523.36511×8×736.32

3.2～4.0 m为泥岩，岩层强度平均值为40.21 MPa.4.0～5.8 m为砂质泥岩，岩层强度平均值为56.22 MPa. 5.8～10 m为砂质泥岩，中间有粉砂岩及细砂岩夹层，岩层强度平均值为65.20 MPa. 由表1可知，底板强度平均值为32.35 MPa.

2 巷道底鼓机理分析

2.1 试验工作面基本情况

试验工作面位于矿井的一采区，工作面全长1 292 m，宽160 m左右，为南北向布置，为5#煤采区，煤层厚度为5.5～6.3 m，属复杂结构煤层，煤层产状为：走向SN，倾向EW，倾角平均为19°. 109、105、103和101工作面都已回采完毕，两侧都将为采空区，即为孤岛工作面，见图3.

图3 工作面四邻关系图

2.2 数值模拟分析

根据实际地质条件，建立对应的FLAC3D数值模型，模型中岩、煤层倾斜20°，109工作面长度170 m，105工作面长度170 m，1071巷与109工作面的煤柱尺寸30 m，1072巷和105工作面的煤柱尺寸25 m，两侧分别留65 m、60 m的边界，模型中岩、煤层倾斜总长度为700 m. 模型尺寸为658 m×200 m×270 m，划分为275 680个单元，286 243个节点。分别对巷道在掘进和回采期间应力变化情况进行分析。

1) 巷道掘进期间应力分析及变形情况。

结合矿井实际情况，模拟时先开挖临近工作面，再开挖巷道，模拟结果见图4.巷道开挖前后围岩垂直应力分布曲线图见图5.

图4 巷道开挖后顶底板和两帮移近量云图

图5 巷道开挖前后围岩垂直应力分布曲线图

从图4可知：巷道顶板下沉量峰值集中在顶板右侧，最大位移量达到158 mm，巷道底鼓量峰值集中在底板的左侧，最大鼓出量达到296 mm，底鼓量最大；煤柱侧帮巷道水平位移的峰值集中在巷帮的中部，煤柱侧帮最大移出量达到133 mm，工作面侧帮巷道水平位移的峰值集中在巷帮的中部，工作面侧帮最大移出量达到46 mm，煤柱侧帮的移出量最大。

临近工作面开挖后，再开挖巷道，煤柱侧帮的垂直应力35 MPa，应力集中系数2.09；107工作面侧帮的垂直应力35 MPa，应力峰值位置距离巷道帮部4.0 m，应力集中系数2.09.

煤柱侧的应力集中程度与工作面侧的应力集中程度相差不大，在较高的垂直应力影响下，巷道侧帮会发生较大的变形，因此，需要通过打锚索加强支护。

2) 巷道回采期间应力分析及变形情况。

巷道掘进完成后，对工作面进行回采，回采长度50 m，分别分析超前支承压力分布情况、巷道侧向支承压力分布情况、超前影响范围内巷道的顶底板及两帮变形量，通过以上分析，判断支护强度能否满足控制围岩变形的需要。垂直应力分布云图见图6.

图6 垂直应力分布云图

回采后，工作面前方100 m范围内的超前支承压力见图7，在超前工作面前方13 m处，超前支承压力最大，为49 MPa，此处原始垂直应力为16 MPa，应力集中系数为3，超前影响范围约为25 m.

图7 超前支承压力分布特征曲线图

工作面开挖后，回采面前方5 m处巷道侧向支承压力分布情况见图8，围岩垂直应力分布见图9.距巷道煤柱帮50 m处，侧向支承压力峰值60 MPa，距煤柱帮10 m处，侧向支承压力峰值55 MPa. 侧向支承压力远大于超前支承压力。煤柱中部支承压力值在45 MPa以上，煤柱所受的应力值较大，比巷道掘进期间所受侧向压力高，一定要保证支护施工质量，保证煤柱的完整性，防止回采扰动导致帮部产生大面积破坏。

图8 距离工作面5 m 处垂直应力分布图

图9 5 m处巷道围岩垂直应力分布图

超前100 m范围内，1071巷的底鼓量分布特征见图10，按照底鼓量增速大小可分为4个阶段：在超前40 m处底鼓量开始出现变化，增加量很小；在超前40～20 m内底板底鼓量增加幅度有所增加；在超前20～7 m内底板底鼓量增加速度最快；在7～0 m内增加速度放缓。在回采工作面处巷道底鼓量为425 mm.

图10 巷道距107回采工作面不同距离下底鼓量曲线图

3 回采巷道底鼓泄压治理技术

经过对巷道受力及变形的观测和理论分析，得出该区域巷道底鼓属于典型的挤压流动性底鼓，其底鼓的主要因素是二次动压造成的。根据庞庞塔煤矿埋藏深、应力高、底鼓量大、需求的补偿空间较大和 3种应变控制方案的适用条件，推荐采用底板开挖卸压槽释放压力方式来维护巷道。

3.1 卸压槽槽宽

巷道宽5.0 m，高3.5 m，因此槽宽H不宜过大也不能太小。H过大，底板经破碎动作的震动后松散，承受侧压能力降低，影响稳定性和巷道的安全使用；H过小，则卸压效果不理想。根据应力控制理论，卸压槽宽度一般情况为 50～60 cm，考虑庞庞塔煤矿底板岩层强度较低，卸压槽宽度需要适当增加，在工程实践中取H为0.6 m.

3.2 卸压槽槽深

槽深直接影响着卸压效果，也是影响巷道底板稳定性的关键参数。若槽深L过浅，开掘的卸压槽将起不到消除应力的作用，因此本次设计开槽深度分别为0.5 m、1.0 m、1.5 m、2.0 m，对其进行数值计算。模拟计算结果见图11.

图11 底板卸压巷道围岩垂直位移云图

从图11可以看出，开设卸压槽后，巷道底板岩体向卸压槽内挤压，导致卸压槽有闭合趋势。开槽深度的加大，使支承压力峰值向巷道围岩深部转移，使巷道处于应力降低区；另外，沿卸压槽方向的巷道变形量减少，而垂直卸压槽方向的巷道变形量增大。原因是此时垂直卸压槽方向的巷道变形除了因围岩破裂在该方向产生的变形外，还有因卸压槽受压后逐渐闭合而产生的变形。

图12 巷道支护断面及卸压示意图

4 工程试验

试验工作巷道断面为矩形，巷净宽5.0 m，高3.5 m，净断面17.5 m2，采用锚网索支护，巷道支护断面及卸压示意图见图12. 结合数值模拟分析，进行开槽卸压试验，在巷道内选取3个试验段，每段间隔20 m，每段巷道试验长度30 m，开槽宽度为0.6 m，开槽深度分别为0.5 m、1.0 m、1.5 m. 对巷道底鼓变形情况进行观测，时间为6个月。不同试验段巷道最大底鼓量观测数据结果见图13. 由图13可以看出：

图13 巷道底鼓量和两帮位移量曲线图

1) 不采取开槽卸压技术时，巷道最大底鼓量453 mm，卸压槽深度0.5 m、1.0 m、1.5 m对应的最大底鼓量分别为 342 mm、250 mm、189 mm，即采取开槽卸压技术后，巷道底鼓能够得到有效控制，且随着卸压槽深度增加，最大底鼓量逐渐减小，但开槽深度的增加也会增加施工的难度，因此，深度不宜过大。

2) 卸压槽深度 0.5 m、1.0 m、1.5 m对应的两帮位移量分别为183 mm、150 mm、173 mm，即随着卸压槽深度增加，两帮位移量变化不大，规律不明显。

5 结 论

1) 巷道底鼓变形受多方面因素影响，应综合分析巷道围岩特性及巷道所处的采动环境，选用合理的治理技术。

2) 开槽卸压技术可以有效控制孤岛工作面应力集中区巷道底鼓变形。采用开槽深度分别为0.5 m、1.0 m、1.5 m对应的最大底鼓量分别为 342 mm、250 mm、189 mm，可将底鼓变形量降低到50%左右。

3) 随开槽深度的增大，底板应力集中区向围岩深部移动，巷道底鼓量逐渐减小，但也要考虑到开槽深度对施工的影响，深度越大施工难度越大。

参 考 文 献

[1] 侯朝炯.深部巷道围岩控制的关键技术研究[J].中国矿业大学学报,2017,46(5)：970-978.

[2] 孙利辉. 深部软岩巷道底鼓机理与治理试验研究[J].采矿与安全工程学报，2017，34(2)：235-242.

[3] 杨 军，石海洋，齐 干.巷道底角锚杆控制底鼓机理及选型试验[J].采矿与安全工程学报，2016,33(4)：643-648.