基于松动圈测试的迎采动巷道围岩控制技术研究

王夏南

（长治三元中能煤业有限公司，山西长治046600）

0 引言

工作面开采过程中会对周围岩体产生强烈的扰动作用，等围岩稳定后再对相邻巷道进行掘进[1]。但在实际生产过程中面临生产效率低、巷道掘进慢等问题，回采和掘进同时进行，掘进巷道受上个工作面的采动影响，使巷道发生变形破坏，维护困难[2-3]。目前多通过留煤柱来减弱回采对相邻巷道的影响，但巷道依旧受到较大破坏，因此分析迎采动巷道围岩变形机理、建立围岩控制理论十分重要。本文基于松动圈测试方法对迎采动巷道围岩破坏机理进行分析，通过数值模拟研究巷道掘进、相邻工作面回采、本工作面回采期间的围岩变形特征，从而提出迎采动影响下巷道围岩控制技术。

1 工程概况

某矿1203工作面隶属2号煤层，煤厚1.60 m～3.65 m，煤层结构简单，全区稳定可采。1203胶带顺槽处于掘进中，毗邻1201 工作面，如图1 所示。1203 胶带顺槽顶底板岩层分布情况如图2所示。通过岩石实验力学参数测试，结果见表1。

图1 工作面巷道关系图

图2 工作面顶底板柱状图

表1 1203工作面顶底板岩层力学特性

1203胶带顺槽原采用锚杆+锚索+金属网+托盘联合支护，但受1201 工作面回采影响，巷道顶板出现冒顶现象，加大了巷道支护难度。

2 1203胶带顺槽松动圈测试研究

1203胶带顺槽掘进后，打破了原岩应力的平衡状态，围岩应力重新分布，在一定范围内出现应力集中现象，当应力达到峰值后，对巷道周围的煤岩产生破坏，产生裂隙从而形成松动圈。为了掌握巷道围岩松动圈范围，进行松动圈测试。

2.1 测试方案

（1）测站布置

为综合反映1203 胶带顺槽围岩的松动圈特征，在巷道中共布置3 个测站，编号为4、5、6。测站布置如图3所示。

图3 松动圈测站布置图

（2）钻孔布置

在测站的顶底板与两帮中心打4 个钻孔，顶底板钻孔垂向钻进，两帮钻孔水平偏下成10°～15°夹角，孔深2 m，孔径38 mm。

（3）测试过程

采用单孔测试法，将超声波无损检测分析仪连接探头通电预热后，用推杆将探头送入孔底，然后拉动推杆将探头向外移动，每移动10 cm 记录一次读数，直到孔口为止。

2.2 测试结果分析

表2 为1203 胶带顺槽的围岩松动圈范围，该结果表明，巷道在掘进过程中，受到相邻工作面回采影响，巷道围岩浅部比较破碎，破坏变形主要集中在顶板与两帮，底板破坏程度较低。基于此结果，1203 胶带顺槽围岩属于Ⅳ类不稳定巷道。

3 迎采巷道围岩变形特征数值模拟分析

为了对迎采动巷道围岩变形有清晰的认识，采用FLAC3D数值模拟对巷道掘进期间、相邻工作面回采期间、本工作面回采期间有无支护条件的围岩情况进行模拟。因为原有支护时巷道变形较大，因此数值模拟中对巷道支护方式进行优化，顶锚杆由原来的ϕ 18×1 800 mm 改为ϕ 20×2 400 mm，煤柱帮锚杆由原来的ϕ 16×1 600 mm改为ϕ 18×2 000 mm，实体煤帮锚杆由原来的ϕ 18×1 800 mm改为ϕ 20×2 000 mm，锚索由原来的ϕ 17.8×5 500 mm改为ϕ 17.8×7 500 mm。锚杆间排距为900 mm×900 mm，锚索间排距为1 800 mm×1 800 mm。

3.1 模型构建

模型巷道位置如图4 所示，胶带顺槽与轨道顺槽均为矩形断面，胶带顺槽为5 m×3 m，轨道顺槽为4.5 m×3 m，1203工作面宽度180 m，1203轨道顺槽与回风顺槽相距28 m，取1201工作面长度75 m，1205工作面取90 m，1203胶带顺槽与1201工作面之间的煤柱宽度取22 m，可得模型长度404.5 m；2 号煤厚2.80 m，顶板48.20 m，底板24.30 m；工作面推进距离为200 m，模型的长×宽×高为404.5 m×200 m×75.3 m。模型四周与底部均为固定条件，顶部施加载荷以代替覆岩的压力。模型划分261 300个单元，279 888个节点。

图4 巷道布置示意图

建立数值模拟模型，进行初始应力平衡计算，随后开始相应的回采。第一步，掘进工作面的各巷道，随之采用相应的支护方案进行计算至平衡；第二步，模拟工作面回采，将每一次的回采距离对各巷道围岩稳定性的影响进行记录。注意在下一次掘进前必须保证上一次的掘进已经进行至平衡。由于回采过程中顶板垮落，采空区冒落矸石对上覆岩层起到了一定的支撑作用，因此在采空区充填具有碎胀系数及力学特征的弹性材料。在全部模拟过程中，记录数值分析的结果及监测各巷道的围岩变形情况。

3.2 计算结果及其分析

（1）巷道掘进期间

表3 为有无支护时1203 胶带顺槽围岩变形量，从表3 可知，在有支护时顶底板移近量由无支护时的122.05 mm减小到28.60 mm，两帮移近量由410.10 mm减小到78.24 mm，锚杆锚固范围顶板离层量为2.45 mm，锚索锚固范围顶板离层量为3.44 mm，顶板锚固范围总离层量为5.89 mm，由此可知，有支护时，围岩变形量大幅减小，在受到采动影响前是稳定的。

表3 有无支护时1203胶带顺槽掘进围岩变形量

（2）相邻工作面回采期间

图5是有无支护条件下1203胶带顺槽巷道围岩的变形量曲线图，无支护时，随着相邻工作面的回采，顶底板移进量由122.05 mm增至194.29 mm，两帮移近量由410.4 mm 增至562.4 mm，进行支护后，顶底板移近量由28.6 mm增至58.28 mm，两帮移近量由78.0 mm增至129.5 mm。图6为有支护巷道顶板离层量随工作面至测点距离的变化曲线图，由图可知有支护时顶板离层量基本无变化，说明支护系统处于良好的承载状态。图7、图8为巷道在有无支护时巷道围岩屈服破坏图，对比可知，支护后1203 胶带顺槽的围岩破坏区域明显减少。

图5 相邻工作面回采期间巷道围岩变形曲线图

图6 巷道顶板离层量随工作面至测点距离的变化曲线图

图7 胶带顺槽无支护时随相邻工作面煤壁至测点距离的围岩破坏特征

图8 胶带顺槽有支护时随相邻工作面煤壁至测点距离的围岩破坏特征

根据上述数值模拟结果，1203胶带顺槽在掘进期间的塑性区与围岩变形量较小，但受相邻工作面和本工作面回采影响，塑性区范围与围岩变形量均显著增加，并且巷道在煤柱帮受到的破坏影响要大于实体煤帮。该结果表明迎采动巷道在相邻工作面动压影响下，煤柱帮率先破坏，导致巷道围岩受力不均，巷道稳定性变差。对比1203胶带顺槽加入支护系统后，围岩有了明显改善，采用优化后的支护系统，巷道稳定性明显提升。

4 现场应用

根据上述分析结果，迎采动巷道两帮的破坏程度不同，优化支护方案如下：

顶板支护为：ϕ 20×2 400 mm 的高强度螺纹钢锚杆，间排距均为900 mm；ϕ 17.8×7 500 mm的钢绞线锚索，间排距均为1 800 mm。

两帮支护：实体煤帮采用ϕ 20×2 000 mm 玻璃钢锚杆，煤柱帮采用ϕ 18×2 000 mm高强度螺纹钢锚杆，支护密度相同，间排距1 100 mm×900 mm，如图9 所示。

采用优化后的支护方案后，经长期巷道围岩观测结果可知，巷道围岩变形幅度小，支护效果明显提高。

图9 巷道支护布置图

5 结论

本文对迎采动巷道围岩控制技术进行了研究，结论如下：

（1）采用松动圈测试方法，对1203 迎采动巷道围岩松动圈进行了测试。1203 胶带顺槽顶底板和两帮的松动圈平均深度为0.95 m、0.08 m、0.55 m和0.30 m，围岩浅部比较破碎，变形破坏主要集中在顶板与两帮，底板破坏程度较低。基于此结果，1203胶带顺槽围岩条件属于Ⅳ类不稳定巷道。

（2）通过数值模拟分析了1203迎采动巷道在不同时期的塑性区与围岩变形量。巷道受相邻工作面和本工作面回采动压影响，塑性区与围岩变形量均出现显著性增大，巷道煤柱帮受到的破坏要大于实体煤帮。该结果表明迎采动巷道在相邻工作面回采扰动下，煤柱帮率先出现破坏，导致巷道围岩受力不均，巷道稳定性差。

（3）基于松动圈测试与数值模拟结果，对1203 胶带顺槽支护方案进行了优化，采用锚杆+金属网+钢筋梯子梁+锚索联合支护，巷道两帮破坏扰动存在差异，因此采用不同的支护参数。采用优化后的支护方案后，经长期巷道围岩观测结果可知，巷道围岩变形幅度小，支护效果明显提高。