李伟业

（霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司方山木瓜煤矿，山西 方山 033199）

1 工程概况

木瓜煤矿10-201 综采工作面位于盛地沟村一带，靠近二盘区的准备巷道，工作面位于本矿井南侧边界，开采煤层的工作面属于石炭系上统太原组的9#和10#煤，煤层含夹层，厚度约为0.35～0.7 m。该工作面设计走向长度为1081 m，倾向长245 m，煤层厚度5.81～7.73 m，煤层倾角3°～14°，属于较稳定煤层。煤层顶底板特征见表1。

表1 煤层顶底板特征

10-201 工作面开采采用单一走向长壁综合机械化采煤法。由于煤层厚度较大，在工作面推进过程中，两侧的顺槽巷道顶板和围岩变形量大，导致行人困难、运输不便等情况，工作面回采被迫暂时停止，需要对大采高下工作面顺槽巷道进行围岩破坏机理分析和控制措施研究[1-5]。

2 工作面顺槽围岩破坏机理分析

2.1 顺槽围岩破坏特征

（1）10-201 工作面顺槽的应力分布规律分析。工作面顺槽的掘进导致地应力局部区域重新分布，沿巷道径向方向会产生弹性区和塑性区。当工作面开始推进时，两侧顺槽再次受到采动影响，塑性区范围逐渐扩大，围岩产生明显变形破坏。当顺槽附近围岩应力大于围岩所能承受的极限荷载时，围岩结构破坏，引发冒顶、片帮等。当顺槽附近围岩失稳破坏后，进一步导致深部围岩应力发生集中现象。

（2）支护结构产生的影响。支护结构是维护顺槽围岩稳定的重要手段，合理的支护有利于增强围岩的结构稳定。而一旦布置不当或支护材料不合适，将有可能导致支护结构局部失稳，具体如下：

① 支护结构和顺槽围岩刚度关系。支护前，应当使支护结构的刚度和顺槽附近围岩的刚度匹配。当顺槽附近围岩刚度更大时，支护机构控制变形能力不够，引发围岩煤壁出现非均匀变形破坏，支护结构局部承载力增加以至于出现材料结构失稳破坏；当支护结构刚度更大时，会造成顺槽附近围岩内部逐渐积聚弹性能量，引发围岩局部区域应力集中现象，也易使支护结构材料被破坏。

② 支护结构和顺槽围岩强度关系。通过支护结构约束围岩的结构变形是控制巷道稳定的重要方式，但围岩区域产生的应力变化也会作用于支护结构，尤其是出现局部应力集中时，会严重破坏支护结构材料，导致围岩发生一定程度的变形。

③ 支护结构与顺槽围岩结构关系。支护结构材料的选择非常重要，一般均质材料适用于顺槽附近围岩结构稳定、节理裂隙较少的情况。如果围岩内部节理裂隙较发育，存在多种断层面和层理面时，会导致围岩滑移变形出现一定的差异，引发支护结构材料被破坏。

（3）顺槽围岩两帮应力分布。10-201 工作面煤层的结构强度略低于顶板泥岩。当布置准备工作面时，巷道两侧的煤层可能会发生松动，如果不加以合理控制，会导致两帮煤层沿着和岩层的层理结构向顺槽内部扩展变形，导致围岩结构被破坏。

2.2 顺槽围岩破坏形式

（1）拉裂破坏。拉裂破坏分为两帮拉裂破坏和顶板拉裂破坏，如图1。两帮拉裂破坏时，由于在水平应力的作用下，顺槽围岩两帮出现弹塑性破坏变形，分别产生弹性区和塑性区，表现形式为顶板下沉、底鼓。顶板拉裂破坏则是在上覆岩层荷载的作用下，顶板受力产生拉应力，当拉应力超过顶板自身承受能力时，顶板产生变形破坏。工作面直接顶为泥岩，抗拉强度低，极易发生顶板拉裂破坏。

图1 巷道两帮和顶板拉裂破坏示意图

（2）剪切破坏。由于工作面采高大且直接顶为泥岩，其承载荷载能力较低，导致顺槽两帮围岩浅部产生一系列的剪切破坏面，进而发生片帮现象，如图2。

图2 顺槽两帮围岩剪切破坏示意图

图 3 顶板结构力学模型

2.3 顺槽围岩破坏失稳机理

围岩中的弱结构体是导致顺槽围岩失稳破坏的主要因素。巷道开挖后，弱结构体由于应力重新分布而受到破坏，导致围岩发生变形破坏。10-201 工作面上部直接顶为泥岩，再上部为灰岩，属于单一岩性弱结构顶板，其围岩破坏失稳机理为：

顶板结构力学模型如图3 所示，设顺槽埋深为H，宽度为l，得到模型的扰度最大值为：

3 工作面顺槽围岩破坏控制措施分析

3.1 控制措施

（1）选择合理的支护参数。在工作面两侧顺槽开挖前后，顺槽围岩会发生一定量的变形，直至顺槽附近围岩区域应力重新分布形成平衡。但在这个过程中，支护强度的大小对顺槽围岩影响较大。支护结构的强度过高，围岩内积聚的能量得不到释放，有可能破坏煤体内部结构；支护结构的强度过低，又将导致围岩变形严重，空间通道不够，影响工作面的正常使用。后期工作面开采时，顶板覆岩的荷载将作用于两侧顺槽煤柱上，煤柱尺寸和支护强度不够，也极易引发顺槽围岩失稳。

（2）改善围岩强度。顺槽围岩存在结构强度小、裂隙较发育并含有软弱夹层，普通的支护措施难以控制围岩大面积变形，可通过注浆技术改善其围岩强度，预防围岩发生严重变形。

（3）选择合理顺槽断面尺寸。工作面两侧的顺槽高跨比不同也会影响到顺槽围岩的结构稳定性。顺槽断面尺寸越大时，稳定性就越不好，围岩变形程度大，大采高顺槽变形更加严重，回采过程极易出现底板下沉、片帮等现象。所以，针对不同地质条件下的工作面，应当合理设计顺槽断面尺寸。

（4）提高支架工作阻力。工作面上覆岩层的荷载压力主要由顺槽两帮煤柱和工作面液压支架共同承担，液压支架的选取非常重要，一旦液压支架抗阻能力不够，会造成两帮煤柱承载压力过大，顺槽释放压力会造成煤壁变形严重。

3.2 运输顺槽加强支护参数

（1）顺槽顶板支护。锚杆直径23 mm，长度2300 mm，间排距800 mm×900 mm，顶部两侧的锚杆与一侧边界的距离550 mm，与另一侧边界的距离500 mm。锚索Φ17.8 mm×600 mm，间排距2.5 m×3 m。铺设8#铁丝网对顶板结构进行护表支护。

（2）顺槽巷道的左帮选择玻璃钢锚杆，锚杆Φ20 mm×1500 mm，间排距设计为 800 mm×900 mm，搭配塑料网进行协同支护。

（3）顺槽巷道的右帮也选择玻璃钢锚杆，锚杆Φ16 mm×1500 mm，间排距800 mm×900 mm，搭配8#铁丝网进行协同支护。支护示意图如图4。

图4 运输顺槽支护示意图（mm）

3.3 支护效果观测

通过位移传感器对顺槽围岩顶板和两帮的变形情况进行监测，用以检验本支护方案的支护效果。选择在距离工作面约150 m 内布置2 组监测点，分别监测顺槽围岩两帮和顶板的变形量。以监测点2的监测结果为例进行分析，如图5 和图6。

从图5 可以明显看出，测点与工作面距离小于100 m 时，两帮和顶板才开始出现变形，随着与工作面距离的降低，整个曲线变形呈现逐渐增大的趋势。其中，当测点与工作面距离为10 m 时，围岩顶板和两帮的累计下沉量都最大，顶板累计下沉量为10.6 m，两帮累计下沉量为8.5 m，该值均在安全生产的要求以内。

图5 监测点2 的围岩变形曲线

图 6 运输顺槽顶板离层变化曲线

由图 6 可知，当工作面距离监测点断面约35 m时，顶板离层量开始变大，且随着距工作面距离的减小，离层量的增加值则越多。当工作面距离监测点为0 时，离层量达到最大。顺槽顶板1.5 m 位置处离层量为5.2 mm，顺槽顶板3.0 m 位置处离层量为9.5 mm，据此可以认为顶板离层量变化均较小，工作面顺槽围岩稳定性较好。

4 结语

（1）研究工作面的基本概况，利用弹塑性极限平衡理论分析了工作面大采高顺槽围岩破坏特征，得出大采高顺槽的破坏形式为拉裂破坏、剪切破坏两种情况。

（2）为更好控制大采高顺槽围岩变形破坏，提出了多种顺槽围岩破坏的控制措施，主要围绕选择合理支护参数、改善围岩强度、隔绝地下水、选择合理顺槽断面尺寸及提高支架工作阻力提出的措施。

（3）通过对工作面顺槽采取加强支护控制围岩变形情况。由现场监测结果可知，顶板最大累计变形量为10.6 mm，两帮最大累计变形量为8.5 mm；由顶板离层量结果分析可知，顺槽顶板岩层稳定性相对较好，符合安全开采的需求。