摘 要：采動应力影响下煤柱护巷呈现复杂的非稳定和非线性变形特征，煤体结构损伤导致支护系统失效现象频发。以寺河煤矿双侧开采扰动下盘区大巷留设问题为工程背景，数值模拟分析大巷从掘巷至双侧工作面回采全过程的围岩应力及变形破坏特征。结果表明双侧采空后大巷应力集中系数达3.55。基于巷道累积损伤破坏特征针对性提出“三主动”围岩协同控制方法，水力压裂主动切顶卸压，缩短侧向支承压力的作用时间，改变煤柱应力分配比例;注浆加固主动围岩改性，重塑煤岩体完整性，提升围岩承载能力;锚杆锚索主动高强支护，确保预应力向围岩深部传递，形成稳定的承载结构。井下工作面超前支护应力、围岩表面位移监测评价分析显示，协同方案有效控制了多重回采扰动下大巷围岩变形，确保了工作面安全高效开采。关键词：多重采动;损伤特征;切顶卸压;注浆改性;高强支护;协同控制中图分类号：TD 322.5

文献标志码：A

文章编号：1672-9315（2021）05-0808-07

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2021.0507开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

Cumulative damage characteristics and collaborative rock

control of retaining roadway with multiple mining

SUN Zhiyong

（Coal Mining Research Institute，China Coal Technology and Engineering Group Co.，Ltd.，Beijing 100013，China）

Abstract：Under the influence of mining stress，

unstable and nonlinear deformation tends to accur in the coal pillar of roadway protection，and the structural damage of coal body leads to frequent failures of support system.In this paper，based on the engineering background of the retaining of the main roadway under the disturbance of the two wings mining in Sihe coal mine，the numerical simulation analysis is conducted of the stress and deformation failure characteristics of the surrounding rock in the whole process of the main roadway from the driving to the bilateral working face mining.The calculation results show that the stress concentration factor of the main roadway after the bilateral goaf is 3.55.With the characteristics of cumulative roadway damages in view，the “three active” surrounding rock collaborative control method is proposed，by which hydraulic fracturing active roof cutting and pressure relief can be achieved，shortening the action time of lateral abutment pressure，changing the stress distribution proportion of coal pillar;active grouting reinforcement of surrounding rock modification be done，reshaping the integrity of coal and rock mass，improving the bearing capacity of surrounding rock;active high-strength bolt and cable support be  done，ensuring that the prestress is transmitted deep into surrounding rock with  stable load-bearing structure  formed.The monitoring and evaluation analysis of advanced support stress and displacement of surrounding rock surface in underground working face shows that the collaborative scheme effectively controls the surrounding rock deformation of roadway under multiple mining disturbance，and ensures the safe and efficient mining of working face.Key words：multiple mining;damage characteristics;roof cutting and pressure relief;grouting modification;high strength support;collaborative control

0 引 言

煤炭是保障国家能源安全的重要基础，在较长一个时期内作为中国主体能源的地位不会发生变化。据煤炭工业协会发布的报告显示，截至2019年末，全国煤矿数量为5300处左右，其中高瓦斯（突出）矿井数量约占比45%。为有效解决高突煤层运输、通风等系列问题，盘区巷道及工作面巷道多采用多巷布置模式[1-2]。护巷煤柱留设是煤矿开采中的一个关键技术，关系到开采空间稳定性、煤炭资源回收率及煤矿安全等一系列问题。采煤工作面顺序开采时，护巷煤柱在时间上要服务于2个工作面，在空间上要经受本工作面超前与滞后支承压力、接续工作面超前支承压力等多重采动应力耦合作用[3]。鉴于在开采空间与时间上的典型特点，护巷煤柱呈现出持续大变形、强烈扩容性、片冒甚至失稳等复杂的非稳定和非线性变形特征[4]，引发煤体结构损伤、强度及锚固性能衰减、支护系统失效、维修困难，影响安全生产。国内外学者采用理论分析、数值计算[5]、相似模拟等方法对动压留巷围岩控制进行了大量探索和研究，包括高预应力锚杆支护[6-8]、锚注联合支护[9-12]、应力控制技术[13-16]等。由于煤矿地质条件和围岩赋存状况差异性较大，动压留巷围岩变形量大、支护材料破断等现象仍普遍存在。本文以寺河煤矿双侧开采扰动下盘区大巷留设问题为工程背景，数值分析大巷从掘巷至双侧工作面回采结束全过程的围岩应力和变形破坏特征，根据巷道累积损伤破坏特征提出相应的围岩协同控制方案，结合现场监测进行验证分析。

1 工程概况

寺河煤矿是煤与瓦斯突出矿井，主采二叠系下统山

西组3号煤层，东五盘区煤层的平均厚度为6 m，为近水平煤层，埋深320～350 m，工作面开采使用一次采全高。为满足通风和辅助运输的要求，布置4条盘区大巷，大巷轴向均为东西向，与双侧工作面回采方向平行，南翼距5303工作面巷道53033巷中-中煤柱40 m，北翼距为5304工作面巷道53043巷净煤柱55 m。如图1所示，回风一巷为顶板岩巷，断面为直墙半圆拱，距3号煤层顶板垂距为13 m。其他3条大巷为煤巷，沿3号煤层底板掘进。5303、5304这2个工作面顺序回采，双侧回采后4条大巷要留巷为后续工作面服务。

根据巷道生产地质情况，盘区大巷存在以下典型特点。1）强采动：盘区巷道要经受多巷掘进扰动和双侧大采高工作面顺序回采动压影响，采动影响强烈。

2）长时效：至少要服务于5303和5304这2个工作面，大巷轴向与两侧工作面回采方向平行，护巷煤柱要经受侧向悬臂结构由形成至稳定整个周期的影响，巷道围岩变形量随时间持续增大，直至覆岩趋于稳定。

3）小尺寸：大巷密集且巷间煤柱尺寸偏小，距离两侧采空区分别为35 m和55 m，辅助运输巷与胶带运输巷之间净煤柱15 m，应力分布复杂且集中程度高。

2 多重采动影响大巷围岩应力分析

2.1 模型的建立根据寺河煤矿东五盘区大巷地应力原位测量结果显示，最大水平主应力12.9 MPa，最小水平主应力为6.97 MPa，垂直应力为7.74 MPa，应力场类型为σH>σh>σV型，以构造应力场为主，量值上属于中等应力区。3个测点最大水平主应力方向分别为N80.2°E，N75.6°E，N83.8°E，方向基本为近东西向，与盘区大巷轴线方向平行。为进一步了解大巷围岩变形、应力分布及破坏特征，采用软件FLAC3D进行数值模拟。根据巷道顶底板岩层分布，模型划分为7层，长×宽×高尺寸为800 m×30 m×100 m，网格尺寸划分为1 m×1 m×1 m，各岩层均服从莫尔-库仑破坏准则，模型四周水平位移约束，上部为应力边界，底部为固定边界，上覆岩层重力用均分分布的应力载荷取代，围岩力学参数见表1。

模拟过程为：巷道开挖→5303工作面开采，模拟单翼开采后大巷围岩变形情况及煤柱应力分布→5304工作面开采，模拟双侧开采后大巷围岩变形情况。

2.2 大巷围岩应力分析

2.2.1 掘进影响阶段盘区巷道掘进按支护设计进行施工后，围岩应力、变形分布情况如图2所示。

从图2可以看出，作为巷道密集区，当巷道掘进后，巷道底板、两帮形成了一定程度的应力集中，巷道之间的煤柱产生了应力集中现象，但应力集中现象不明显。从位移方面分析，巷道掘进后围岩变形主要发生在顶底板，最大垂直位移为160mm，变形量较小。

2.2.2 一次采动影响阶段5303工作面回采后，盘区巷道的垂直应力及塑性区分布如图3所示。

从图3（a）垂直应力分布可以看出，当5303工作面开采后，工作面与回风二巷之间煤柱产生应力集中，最大垂直应力为26 MPa;对比回风二巷两侧围岩应力分布可知，回风二巷两侧的煤柱应力呈现出左侧高、右侧低的特征，而随着距采空区的距离增大，垂直应力逐渐降低，由此可知，受5303工作面回采影响后，大巷围岩垂直应力随着距采空区距离的增大而减小;结合图3（b）巷道围岩塑性区分布可知，回风二巷左侧围岩塑性区与采空区贯通，右侧围岩最大塑性区范围为7 m，辅助运输巷左侧围岩塑性区最大范围为7 m，右侧与胶带运输巷贯通，胶带运输巷右侧围岩塑性区最大范围也为7 m，当5303工作面开采后，盘区巷道的塑性区范围进一步增大，尤其是回风二巷的左帮，塑性区基本与采空区贯通。

2.2.3 二次采动影响阶段5304工作面回采后巷道围岩应力集中系数如图4所示。

從图中可以看出，双侧采空以后，盘区巷道应力集中程度更高，5303工作面采空区与回风二巷之间煤柱垂直应力最高为27.4 MPa，应力集中系数为3.55，集中应力对巷道的变形破坏产生显著影响，辅运巷与胶带巷之间的15 m煤柱基本发生塑性破坏。

3 留巷围岩协同控制

3.1 总体思路基于多重采动应力下大巷累积损伤破坏特征，提出“三主动”围岩控制总体思路：主动切顶卸压、主动注浆改性、主动高强支护。

1）主动切顶卸压：通过人工干预改变上覆岩层结构，减少侧向悬臂梁的跨距，缩短侧向支承压力的作用时间，改变煤柱应力分配比例，减小留巷围岩变形。

2）主动围岩改性：多次动压影响下，大巷间煤柱内部及巷道围岩会产生明显的离层、滑动，原生裂隙张开，并出现新的裂纹，导致围岩松散、破碎以及剧烈变形。对盘区集中巷围岩进行主动改性，利用浆液充填围岩内的裂隙，将破碎的煤体固结起来，重塑围岩的完整性，保证支护体预应力的有效扩散，进一步增强围岩自身承载能力。

3）主动高强支护：在围岩主动改性的基础上，采用高强度、高刚度、高延伸率、高冲击韧性的支护材料对围岩进行强力主动支护，将支护体的锚固与注浆技术有机结合，一方面实现在巷道浅层通过锚杆加固形成稳定的承载结构，另一方面增大锚索预紧力来保证预应力向深部传递，提高承载结构的稳定性。

3.2 切顶卸压根据水力压裂作用机理，为了减小采空区侧向悬臂跨距，卸载或转移传递到护巷煤柱的高应力[17-20]，选择在53033巷内实施切顶卸压。基于工作面上覆岩层结构与井下现场施工条件，切顶卸压方案设计如下：每排布置2个卸压钻孔（图5），排距10 m，钻孔直径均为75 mm。煤柱侧钻孔在巷帮打设，上距巷道顶板0.3～0.5 m，钻孔长度40 m，仰角60°，钻孔水平投影与巷道夹角60°;受皮带运转影响，5303工作面侧钻孔在顶板打设，距煤柱侧帮1.5～2 m，钻孔长度为32 m，仰角为60°，钻孔水平投影与巷道夹角20°。超前回采工作面100 m进行水力压裂，选择岩层完整段进行倒退式压裂，压裂间隔2～3 m，压裂时间不低于20 min。

3.3 注浆改性方案由于先進行修复的巷道要经受后修巷道的扰动，本着重点巷道放在后面维护的原则，巷道注浆加固顺序为：回风二巷→回风一巷→辅助运输巷→胶带运输巷。从围岩变形特征分析得出，巷帮煤岩体受采动影响变形剧烈，因此巷帮是重点加固对象。避免注浆浆液外流，为确保注浆效果，首先对加固区域围岩表面进行喷浆封闭。根据窥视结果，回风二巷煤帮破坏深度在4～6 m，确定注浆钻孔采用“迈步”布置，深度8 m，上排孔距巷道顶板0.9 m，下排孔距巷道底板0.9 m，间距为2 m，排距6 m。回风一巷每排5个钻孔，深度6 m，排距6 m，间距3 m，注浆孔布置如图6所示。注浆水灰比0.6～0.8∶1，注浆终止压力6～8 MPa。

3.4 高强支护注浆改性完成后进行帮顶高预应力锚索支护控制围岩变形，煤巷顶板锚索规格为SKP22-1/1720-7300，采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂锚固，锁定损失后的预紧力水平按要求不低于250kN。巷帮锚索规格为SKP22-1/1720-4300，采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂锚固，锁定损失后的预紧力水平要求不低于150 kN。锚索间距1.1 m，排距1 m;岩巷锚索规格为SKP22-1/1720-5300，沿巷道断面成排布置，排距2 m，间距2 m，全部垂直岩面，锁定损失后预紧力水平要求不低于250 kN，如图7所示。

4 井下试验效果评价综合加固完成后，采用工作面超前支护应力、围岩表面位移监测等手段评价盘区大巷稳定性控制效果。

4.1 超前支护应力监测对切顶卸压前后工作面超前支护应力进行监测，分别布置在超前工作面5，10，15，20 m这4个位置，监测结果如图8所示。

从工作面超前单体柱受力分析，未压裂情况下单体柱受力监测曲线忽高忽低变化较快，压力值在3～18 MPa之间，单体柱受力呈现不稳定性，说明超前段顶板压力存在多变性;水力压裂切顶卸压后单体柱受力监测曲线变化平缓，压力值在9～15 MPa之间，压裂后超前压力比压裂前要大，但是单体柱受力比较稳定，应力集中程度降低，说明水力压裂后明显改善超前段顶板的应力环境。

4.2 围岩变形监测盘区巷道经过综合方案加固后，对巷道围岩变形进行监测，结果如图9所示。

图9为盘区大巷表面位移曲线，历经1年左右的监测结果显示，回风二巷顶板下沉264 mm，底鼓117 mm，两帮移近量365 mm;回风一巷顶板下沉208 mm，底鼓235 mm，两帮移近423 mm，综合加固方案有效控制双侧回采扰动下盘区大巷围岩变形，加固后的巷道满足安全使用要求。

5 结 论1）通过分析采掘动压对巷道围岩破坏特征的影响，掌握了动压分布规律，为支护方式的选择提供了依据。2）根据大巷的变形破坏特征，提出“水力压裂切顶卸压、破碎围岩注浆改性传递应力、高预应力锚索主动支护”围岩综合控制方法，实现载荷传递、变形控制的耦合与协同。3）采用水力压裂、注浆加固、高强支护技术，有效控制双侧回采扰动下盘区大巷围岩变形，基本满足了巷道的使用要求，实现了工作面安全开采。

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