石 蒙，郭 瑞，韩 伟，牛 耀，何 继
(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013;2.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013; 3.内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司，内蒙古 鄂尔多斯 010303)
内蒙古蒙泰不连沟煤矿年产量15 Mt，煤层厚度平均为15.6 m，采用综放开采方式，工作面开采强度大。每个工作面布置运输巷和辅运巷2条巷道。其中，辅运巷在上区段工作面回采期间掘进，承受上区段工作面采动影响，掘进阶段围岩即产生明显变形。本工作面回采期间，辅运巷经受二次动压影响，出现顶板下沉、底鼓和两帮严重收缩现象，不得不进行多次补强支护并频繁起底，对巷道安全和正常使用造成严重影响。
国内学者对于综放工作面二次动压巷道变形破坏特征和围岩控制技术开展了一些研究工作，取得了有意义的研究成果。文献[1]分析了特厚煤层对采对掘巷道的受力特征及变形规律，提出依据巷道围岩应力影响阶段采取分段控制的理念。文献[2]构建了采动影响下巷道围岩受力力学模型，揭示了采动影响下回采巷道围岩应力影响因素及作用机制,提出采取水力压裂及注高分子材料来改善巷道围岩应力。文献[3]提出合理确定护巷煤柱宽度，在邻近煤层开采中采用上部煤层在厚煤层上方跨采，或者厚煤层巷道开掘之前上部煤层预先开采等厚煤层巷道卸压控制措施。文献[4]针对综放工作面沿空巷道超前段变形严重、支护困难的问题，提出利用补强机理、提出采用补打锚索结合超前液压支架对超前段加强巷内支护的方案。文献[5]研究了不同夹矸条件下厚煤层综放沿空巷道的稳定性，选用锚网索配合梯形钢带联合支护的支护方式。文献[6]采用理论计算推导出特厚煤层采空区侧向基本顶破断位置计算公式，提出了采用“不对称锚索桁架+煤柱帮锚杆索支护+煤柱帮注浆”的联合控制技术。
从前人的研究成果来看，综放工作面二次动压巷道围岩控制必须结合具体条件，在研究清楚巷道变形破坏特征的基础上提出围岩控制思路[7-9]。本文根据不连沟煤矿特厚煤层综放工作面开采地质条件，观测分析二次动压巷道围岩矿压显现特征，深入研究其变形破坏机理，在此基础上研究针对性的围岩控制技术。
不连沟煤矿主采石炭系太原组6号煤层，煤层平均厚度为15.6 m，埋深为320～460 m，西深东浅，工作面煤层赋存较稳定，煤层结构复杂，含泥岩夹矸8～9层，多集中在煤层的中、下部。煤层直接顶为厚度约3.45 m的砂质泥岩，之上为厚度约2.76 m的6上煤，基本顶为厚度约5.95 m的砂质泥岩；
直接底岩性为厚度约2.09 m的砂质泥岩，之下为厚度约3.29 m的6下煤。工作面与巷道布置如图1所示。不连沟煤矿西翼采区工作面区段煤柱宽度为30 m，目前正在回采F6207B工作面， F6216工作面准备回采，F6217辅运巷正在进行掘进，未来将要与F6216回采形成采掘交锋局面。根据前几个工作面开采经验，F6217辅运巷在F6216工作面采动影响和F6217工作面超前采动应力影响下将会出现严重的变形破坏，需要对F6217辅运巷研究有效的围岩控制技术。
为了研究不连沟煤矿二次动压巷道全周期内矿压显现规律，在与F6217辅运巷条件基本一致的F6207辅运巷设置围岩位移监测站进行现场监测。
2.1 监测巷道支护参数
F6207辅运巷矩形断面，净宽5.5 m，净高3.7 m，采用锚杆配合钢筋梯梁，锚索补强的支护方式。顶板布置6根规格为φ22 mm×2 500 mm的335号左旋螺纹钢锚杆，间排距为1 000 mm×1 000 mm，扭矩不小于200 N·>m，配合H型钢筋梯梁、钢筋网护顶。锚索采用φ21.6 mm的预应力钢绞线，长度为8 000 mm，五花布置，锚索间排距为1 000 mm(1 500 mm)×3 000 mm，预紧力不小于300 kN。
工作面帮上部布置4根φ20 mm×2 500 mm的335号右旋螺纹钢锚杆，下部布置1根φ20 mm×2 400 mm的玻璃钢锚杆；
煤柱帮布置有5根φ20 mm×2 500 mm的335号右旋螺纹钢锚杆。两帮锚杆间排距均为850 mm×1 000 mm，扭矩不小于150 N·>m，配合菱形金属网护帮。
2.2 围岩位移监测与分析
分为3个阶段进行围岩位移监测：①实体煤掘进阶段；
②受F6206工作面采动影响阶段；
③受F6207B工作面超前采动影响阶段，位移监测采用“十”字布点法，位移监测曲线如图2所示。由图2可知，F6207辅运巷在实体煤掘进阶段变形很小，围岩各部位位移均在50 mm以下，说明围岩在不受动压影响下稳定性很好。
图2 F6207辅运巷不同应力阶段围岩位移监测曲线Fig.2 Monitoring curves of surrounding rock displacement at different stress stages of F6207 auxiliary haulage roadway
F6207辅运巷在受F6206工作面采动影响阶段，超前F6206工作面60 m左右时，围岩位移开始有明显增长；
随着与工作面距离越来越近，围岩位移量增幅加大；
滞后F6206工作面后，位移量增长幅度更大，滞后约120 m时位移量增幅达到最大，之后围岩开始趋于稳定。可以得出，邻近工作面滞后采动应力对辅运巷影响要强于超前采动应力。辅运巷底鼓量最大达到418 mm，两帮变形累计超过700 mm，煤柱侧帮变形大于工作面侧帮，顶板变形较小。
F6207辅运巷在受本工作面即F6207B工作面超前采动影响阶段，围岩变形量继续加大。距工作面约100 m时，测站处围岩位移量开始有增长，距工作面约70 m时，围岩位移量大幅增长，直至回采结束。底鼓量累计超过800 mm，两帮位移量合计达1 460 mm，煤柱侧帮产生明显的内挤，顶板下沉量达到267 mm，但稳定程度尚好。
3.1 数值模型建立
利用FLAC3D模拟F6207B工作面辅运巷在不同阶段的围岩应力与塑性破坏区分布情况，分析二次动压巷道应力特征。根据工作面巷道布置关系建立对应的数值模型，模型尺寸为835 m×400 m×200 m，划分为244 600个单元和259 210个节点，由于煤层厚度很大，模型对顶底板岩层进行了简化，数值模型如图3所示。以在不连沟矿获取的地质力学测试数据及前人研究设置的参数取值设计煤岩层物理力学参数，见表1。地应力按照实测数据取为最大水平主应力17.39 MPa，最小水平主应力8.92 MPa，垂直主应力8.78 MPa，边界条件取为上部为自由边界，四周和底部采用铰支。模拟岩体采用Mohr-Coulomb准则，锚杆索支护采用Cable单元，支护参数按照第2节中所述方案进行模拟设置。
图3 数值模型Fig.3 Numerical model
表1 数值模型物理力学参数Tab.1 Physical and mechanical parameters of numerical model
3.2 围岩应力模拟结果与分析
不同应力阶段巷道围岩及煤体垂直应力分布如图4所示。
由图4可知，F6207辅运巷在实体煤掘进阶段围岩垂直应力分布与常规相同，在两帮形成一定的应力集中，最大垂直应力12.38 MPa，应力集中系数1.41。监测位置超前F6206工作面30 m时，煤柱内垂直应力有明显增长，但巷道围岩影响区域内垂直应力变化不是很大。监测位置滞后F6206工作面120 m时，煤柱内垂直应力大幅增加，最大垂直应力16.20 MPa，应力集中系数1.85，F6207辅运巷煤柱侧帮应力降低，承载能力遭到削弱，在此过程中煤柱侧帮产生变形破坏。
图4 不同应力阶段巷道围岩及煤体垂直应力分布Fig.4 Vertical stress distribution of roadway surrounding rock and coal in different stress stages
F6207B工作面回采过程，监测位置超前F6207B工作面30 m时，F6207辅运巷围岩和煤柱内的垂直应力都有显著增高，煤柱内最高应力达到22.61 MPa，应力集中系数2.58，工作面侧帮和煤柱侧帮最大垂直应力分别为22.71、16.86 MPa，说明F6207工作面超前采动应力和F6206工作面采空区应力叠加造成了巷道围岩的高应力集中，容易造成严重的变形破坏。
3.3 围岩破坏模拟结果与分析
不同应力阶段巷道围岩及煤体塑性区分布如图5所示。
图5 不同应力阶段巷道围岩及煤体塑性区分布Fig.5 Distribution of surrounding rock and coal body plastic zone in different stress stages
巷道围岩塑性区范围可以反映出巷道在掘进和工作面回采影响下围岩的扰动情况，由图5可知，F6207辅运巷在实体煤掘进阶段受较高水平应力作用，顶底板塑性区较大，在1.0～1.5 m时，以剪切破坏为主；
两帮塑性区范围在0～1.0 m，主要以浅部拉伸破坏为主。超前F6206工作面30 m时，巷道顶底板和工作面侧帮出现明显的塑性区范围扩大，但扩大程度不是很高，基本在支护控制范围内。滞后F6206工作面120 m时，巷道围岩塑性区范围进一步扩大，其中煤柱帮塑性区范围增幅最大，其他部位塑性区也有较大扩展。超前F6207B工作面30 m时，巷道顶底板和两帮塑性区范围都较大，说明围岩在二次采动应力叠加作用下整体破坏范围出现大幅扩展。
通过对F6207辅运巷不同应力阶段变形监测和应力模拟，总结得出不连沟煤矿综放工作面二次动压巷道变形与应力特征。
(1)二次动压巷道在超前上区段工作面60 m左右时围岩位移开始增长，并随着与上区段工作面距离越来越近，位移增幅加大，塑性区范围逐渐扩展，但超前上区段工作阶段围岩应力增长不大。
(2)二次动压巷道在滞后上区段工作面阶段围岩位移开始大幅增长，滞后上区段工作面约120 m时位移量增幅最大，塑性区范围进一步扩大，巷道围岩承载能力下降。
(3)二次动压巷道在本工作面超前影响阶段，工作面超前支承应力与采空区侧向应力叠加造成巷道围岩高应力集中，致使巷道围岩塑性破坏大幅扩展，底鼓量达到800 mm，两帮变形量接近1 500 mm，煤柱帮变形量大于工作面帮，顶板存在一定下沉量但尚能够保持稳定。
5.1 围岩控制理念
基于前文分析的综放工作面二次动压巷道变形与应力特征有针对性地提出围岩控制技术理念，主要为“强帮控顶、高支护材料强度、高围岩控制刚度”，具体表述如下。
(1)强帮控顶。根据前文得出的二次动压巷道围岩各部位的变形特征，巷道两帮在动压作用下变形剧烈，煤柱侧帮变形更为严重。因此，应着重加强对帮部支护的重视程度，改变过去强顶弱帮的支护理念，帮部支承能力的增强也对控顶有积极作用[10-11]。
(2)高支护材料强度。随着二次动压巷道围岩变形破坏，经常出现锚杆和锚索破断现象，针对这种情况，应提高支护材料的强度，保证其抗拉抗剪能力。对于动压巷道，锚杆直径一般应达到22 mm，屈服强度不低于500 MPa；
锚索索体应选用直径21.8 mm，屈服强度1 860 MPa级钢绞线，并有一定的延伸性能。
(3)高围岩控制刚度。二次动压巷道出现严重变形，主要在于围岩与支护形成的锚固体的刚度不足，在高应力环境下抗变形的能力弱。提高围岩刚度的最有效方法为对支护体施加高预应力并实现其有效扩散[12-15]，原有支护方案中帮部右旋全螺纹锚杆螺距较大，扭矩转化成预紧力效率较低，更换为左旋无纵筋螺纹钢锚杆并提高扭矩施工要求，采用大面积护表构件实现预应力有效扩散到围岩中。
5.2 新掘二次动压巷道支护方案
基于以上围岩控制技术理念，设计新掘二次动压巷道F6217辅运巷支护方案如下。
(1)顶板支护。顶板锚杆为左旋无纵筋螺纹钢，直径22 mm，屈服强度500 MPa，长度2.4 m，间排距1 000 mm×1 000 mm，配150 mm×150 mm×10 mm拱形托板，树脂加长锚固，预紧扭矩不低于400 N·>m，锚杆间用宽280 mm、厚4 mm的W钢带联结，配合钢筋网护顶。顶板锚索规格为1×19股、直径21.8 mm，长度6.3 m，间排距2 000 mm×2 000 mm，配300 mm×300 mm×14 mm 拱形托板，树脂端部锚固，锚索预紧力不低于300 kN。
(2)巷帮支护。帮部锚杆规格与顶板相同，采用W钢护板作为加大护板，配合菱形金属网护帮。煤柱帮打设1排补强锚索，锚索索体力学规格与顶板相同，长度4.3 m，排距2 000 mm。与原支护方案相比，新支护方案对煤柱帮进行了重点加强，采用强力帮锚索限制动压下煤柱帮内移，达到强帮控顶的作用。对锚杆和锚索强度规格进行了优化提升，提高了支护材料的强度。通过提高锚杆扭矩要求，并用大面积护表构件W钢带(W钢护板)代替H型钢筋梯梁，实现了锚杆支护高预应力和强力护表。通过以上主要支护变更，实现了“强帮控顶、高支护材料强度、高围岩控制刚度”的围岩控制理念。
支护断面如图6所示。
图6 F6217辅运巷支护设计示意Fig.6 F6217 schematic diagram of supporting design for auxiliary haulage roadway
5.3 新支护方案应用效果
F6217辅运巷应用新支护技术方案后，对锚杆索受力和围岩表面位移进行了监测，监测结果如图7所示。围岩经历邻近工作面F6216工作面采动影响后，各部位锚杆受力基本在80～130 kN，整体受力状况良好，低于锚杆的屈服载荷，锚索受力一般在280～400 kN，没有发生锚索破断的现象。从表面位移变化量看来，围岩顶板下沉量在100 mm以内，两帮内移量小于300 mm，煤柱帮内移量在200 mm以内，相比F6207辅运巷同期围岩变形量大幅减小，围岩控制效果良好。
图7 F6217辅运巷矿压监测曲线Fig.7 Ground pressure monitoring curve of F6217 auxiliary haulage roadway
(1)通过现场监测和数值模拟分析得出不连沟煤矿综放工作面二次动压巷道变形破坏与应力演化特征，二次动压巷道在超前上区段工作面60 m左右时围岩位移和塑性破坏区开始增长，应力增量不大；
滞后上区段工作面约120 m时围岩位移和塑性区区增幅最大；
该工作面超前影响阶段由于两工作面应力叠加，使两帮和底板造成严重变形破坏。
(2)提出“强帮控顶、高支护材料强度、高围岩控制刚度”的围岩控制技术理念。改变过去强顶弱帮的支护理念，增加强力帮锚索实现帮部支承能力高，限制帮部变形对控顶有积极作用。对锚杆和锚索强度规格进行了优化提升，提高了支护材料的强度。大幅提高锚杆扭矩，并采用大面积护表构件，实现了锚杆支护高预应力和强力护表。
(3)应用“强帮控顶、高支护材料强度、高围岩控制刚度”的围岩控制技术方案后，二次动压巷道围岩经历上区段工作面采动影响后，围岩锚杆受力在80～130 kN，锚索受力在280～400 kN，均在极限性能指标以内。表面位移量最大部位控制在200 mm以内，相比同类巷道原支护方案位移量大幅减小，达到了围岩有效控制目的。
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