Stress superposition characteristics and roof structure control of recovery room in close distance coal seam
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摘要:
近距离煤层群预掘回撤通道应力扰动及顶板情况复杂，回撤通道施工期间围岩破坏严重，巷道围岩控制难度大。以某矿1205工作面回撤通道为背景，构建近距离煤层群回撤通道顶板力学模型，估算上部煤层工作面底板破坏深度，模拟反演下部煤层回撤通道顶板围岩裂隙演化规律，揭示该类巷道失稳机理，提出一种围岩综合稳定控制技术并进行现场工程验证。结果表明：通过建立末采期间回撤通道顶板力学模型，确定在该矿地质条件下，工作面与回撤通道贯通后可以保证回撤通道围岩稳定的支护阻力P1≥3.05 MPa；采用多元线性与非线性回归分析优化后的经验公式估算上部煤层工作面底板破坏深度大于8.41 m，小于层间距13.3 m；利用UDEC数值计算模型反演了回撤通道顶板裂隙演化规律，确定了采空区下回撤通道顶板提前10 m采取加固措施，煤柱下回撤通道顶板提前15 m采取加固措施；提出回撤通道锚杆索+单体支柱主被动联合支护与煤柱下部通道内顶板超前预裂围岩综合稳定控制技术，应用于回撤通道不同应力影响区域。矿压监测结果表明：工作面回撤通道施工期间，围岩变形量小，锚杆锚索受力变化较小，围岩控制效果良好，保证了1205工作面安全高效回撤。
Abstract:The stress disturbance and complex roof situation of the pre excavation recovery room of the close range coal seam group result in severe damage to the surrounding rock of the tunnel during the construction of the recovery room, making it difficult to control the surrounding rock. Taking the 1205 working face recovery room of a certain mine as the background, a mechanical model of the roof of the close range coal seam group recovery room is constructed, the depth of the upper coal seam working face floor failure is estimated, the evolution law of the roof rock fractures of the lower coal seam recovery room is simulated and inverted, the instability mechanism of this type of tunnel is revealed, and a comprehensive stability control technology for surrounding rock is proposed and verified on site engineering. The results show that: By establishing a mechanical model of the roof of the recovery room during the final mining period, it is determined that under the geological conditions of the mine, the support resistance P1≥3.05 MPa in the recovery room can ensure the stability of the surrounding rock of the recovery room after the working face and recovery room are connected; Using empirical formulas optimized by multiple linear and nonlinear regression analysis, it is estimated that the depth of failure of the upper coal seam working face floor is greater than 8.41 m and less than the interlayer spacing of 13.3 m; Using the UDEC numerical calculation model, the evolution law of cracks on the roof of the recovery room was inverted, and reinforcement measures were taken 10 m in advance for the roof of the recovery room under the goaf, and 15 m in advance for the roof of the recovery room under the coal pillar; Propose a comprehensive stability control technology for the combined active and passive support of anchor cables and individual pillars in the recovery room, as well as the advanced pre cracking of the surrounding rock in the inner roof of the coal pillar lower channel, and apply it to different stress affected areas of the recovery room. The monitoring results of mine pressure indicate that during the construction of the recovery room of the working face, the deformation of the surrounding rock is small, the force changes of the anchor rods and cables are small, and the control effect of the surrounding rock is good, ensuring the safe and efficient retreat of the 1205 working face.
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0. 引 言
工作面的搬家倒面速度对于矿井生产中的采掘接替至关重要，其施工流程必须遵循严格的工艺标准。如果在施工阶段出现差错，可能影响矿井正常生产。特别是在近距离煤层的再生顶板环境中，传统的回撤通道顶板支护方法不仅操作复杂、劳动强度大，且安全性较低，通常需要约30 d工期，与现代矿井追求的高产高效生产目标不符[1-2]。针对这一问题，国内外的研究人员已经开展了广泛的研究，旨在优化近距离煤层回撤通道的围岩稳定控制技术。侯朝炯等[3]提出围岩控制强度强化理论，主张通过使用锚杆和锚索进行巷道围岩支护，以显著增强围岩的承载能力和稳定性，进而保障巷道的围岩稳定，并与组合拱理论相结合，为软岩和破碎岩层巷道围岩控制提供了坚实的理论基础。董方庭等[4]提出的松动圈理论指出，巷道开挖作业会破坏原有的围岩应力平衡，引发新的应力分配和局部应力集中现象。这种应力变化会导致岩石的强度下降，并在围岩内部产生一个由松散和破碎岩石组成的松动圈。方新秋等[5]通过对力学模型的深入分析，得出下位煤层巷道失稳的核心原因是上位煤层回采残留煤柱、大巷煤柱宽度、煤柱与巷道之间的距离以及相邻工作面采动影响。马全礼等[6]通过对均布荷载对煤柱底板应力分布规律的理论分析和现场实测，对新驿煤矿的巷道布置错距进行了优化调整，并取得了良好的效果。张百胜等[7]研究了上位煤层回采残留煤柱以及下位煤层开采巷道在不同错距情况下，下位煤层巷道顶部围岩应力的分布特征。谷拴成等[8]通过建立回撤通道顶板的结构模型，研究并确定了在不同顶板断裂位置条件下，回撤通道煤柱侧帮的竖向应力计算公式；王博楠等[9]通过研究顶板在变形过程中的能量释放与作用机制，得出在不同的顶板破坏模式下回撤通道的直接顶下沉量。王国举等[10]经过对回撤通道支护方案的改进，验证了采用锚网索结合的支护方式适用于回撤通道，并取得了明显的围岩控制成效；马震等[11]对工作面回撤过程中的影响因素进行了分析，发现利用原工作面的液压支架作为回撤期间的掩护支架具有明显优势。
以往学者的研究成果为近距离煤层回撤通道围岩稳定控制提供了理论基础以及丰富的工程实践经验。笔者以某矿1205工作面回撤通道为工程背景，建立回撤通道顶板力学模型，分析回撤通道顶板围岩裂隙演化规律，提出回撤通道锚杆索+单体支柱主被动联合支护与煤柱下部通道内顶板超前预裂围岩综合稳定控制技术，应用于回撤通道不同应力影响区域的现场实践。
1. 工程地质概况
1205 工作面平均埋深570 m，平均采高2.4 m，可采走向长度为 540 m，倾向长度为 210 m，工作面平均倾角15°。1205工作面采掘平面情况如图1所示。
1205 工作面回采煤2下煤层，上层煤1层已经回采完毕，煤1层与煤2层间距较小，平均9.1 m。煤2上、下间有厚度为 0.43～1.05 m 夹矸，且煤2上层含2层夹矸，矸石厚1.03～1.15 m。工作面位于上方1103、1105采空区及区段煤柱下方区段，煤柱宽度为25 m。工作面顶板裂隙发育，松软破碎，且受多重采动应力影响，维护困难。1205 回撤通道为预掘回撤通道，设计宽3.0 m，高2.4 m。工作面采掘剖面情况如图2所示。
煤2层平均厚度6.64 m，结构较为复杂，夹矸4～6层，夹矸总厚度2.03～2.99 m，平均2.51 m；分煤层5～7层，含煤总厚度3.17～5.1 m，平均4.13 m，含煤率62.0%。煤2层基本顶为砂质泥岩，平均厚度 5.9 m，直接顶为中粒砂岩，平均厚度 3.2 m，直接底为铝质泥岩，平均厚度 5.3 m，基本底为粉砂岩，平均厚度 3.0 m。煤2层顶底板岩层赋存特征见表1。
表 1 煤岩层赋存特征Table 1. Occurrence characteristics of coal and rock strata岩性 厚度/m 埋深/m 岩性描述 细、中、粉砂
岩互层— 413 厚层状，细粒砂状结构，具水平层理 中粒砂岩 3.5 417 中粒砂状结构，裂隙较发育，坚硬 砂质泥岩 2.1 420 层理发育，性脆，具水平微波状层理 煤1 1.8 422 黑色，块状及沫状，半亮煤，镜煤 砂质泥岩 5.9 430 巨厚层状，性脆，具水平微波状层理 中粒砂岩 3.2 433 中粒砂状结构，裂隙较发育，坚硬 煤2上 4.2 437 黑色，镜煤，含4～6层夹矸 煤2下 2.4 440 黑色，块状及沫状，半亮型，镜煤 铝质泥岩 5.3 445 薄层状，泥质结构，致密性脆，松软 粉砂岩 — 450 巨厚层状，性脆，裂隙发育，松软 2. 末采期间回撤通道顶板力学模型
末采期间，随着工作面逐步向回撤通道推采，两者间煤体宽度减小，形成渐变煤柱。在工作面推采至回撤通道前方位置并与回撤通道开始贯通期间，由于基本顶在重力和上覆岩层载荷叠加作用下发生断裂，导致上部层位压力突然释放，产生来压，对煤层以及下方岩层造成强烈冲击与剧烈扰动，对工作面安全生产构成威胁[12]。随着工作面回采，回撤通道与工作面之间的煤柱宽度减小，煤柱中心区域的应力水平上升，叠加应力扰动加剧，煤柱稳定性差。随着煤柱宽度进一步减小，煤柱的应力峰值转变为单一峰值的形态，且应力波动剧烈。应力峰值超出煤柱的极限抗压强度，导致煤柱逐步进入失稳状态，承载力减弱。此时，应力开始向回撤通道后方的实煤体转移[13]。为研究末采期间回撤通道巷内支护、煤柱以及工作面液压支架工作阻力与回撤通道顶板载荷的力学关系，建立回撤通道顶板力学模型。
回撤通道工作面推进方向基本顶的垮落特征为：在工作面推进方向铰接位置的破断面呈弧形，形成块体 B。块体B与邻近实体煤侧块体A以及采空区边缘块体C相连，共同构成铰接系统。由于基本顶对回撤通道稳定性影响较大，力学模型主要研究工作面来压期间基本顶块体结构的稳定对回撤通道围岩稳定性的影响。基于基本顶的断裂和运动特征，将复杂实际工程情况抽象化，构建力学模型。块体B与块体A之间断裂位置可能发生在支架后方、回撤通道上方以及实煤体上方，本文考虑基本顶断裂位置发生在实煤体上方的情况，构建力学模型如图3 所示。
通过简化回撤通道工作面顶板各部分受力，建立回撤通道力学模型有：均布载荷q作用在块体B上；块体A施加水平方向推力TAB及垂直方向剪力QAB作用于块体B与块体A铰接旋转轴中点；块体C的水平推力TCB和垂直剪力QCB作用于块体B与C铰接中线中点；块体B触矸后，采空区矸石受压产生反向作用力，随着矸石不断被压缩，作用力大小与作用范围逐渐增大。假设采空区矸石对关键块B 的支撑力同样为线性分布，关键块端部受到的作用力最大，向煤柱侧逐渐减小为0，采空区矸石作用力为Fc，块体B自重为Fg。回撤通道巷内支护阻力P1，工作面液压支架工作阻力P2以及煤柱对块体的承载力P3与块体B作用力共同构成回撤通道顶板力学模型。
基本顶侧向断裂长度N计算式[14]为
$$ N = \frac{{2L}}{{17}}\left[\sqrt {{{\left( {10\frac{L}{s}} \right)}^2} + 102} - 10\frac{L}{s}\right] $$ (1) 式中：L为基本顶沿工作面推进方向断裂长度，m；s为工作面长度，m。
基本顶沿工作面推进方向断裂长度L计算式[14]为
$$ L = h\sqrt {\frac{{{R_{\text{t}}}}}{{3q}}} $$ (2) 式中：h为块体B厚度，m；Rt为基本顶抗拉强度，MPa；q为上覆岩层载荷，MPa。
块体A、块体C与块体B之间的接触高度a计算式[15]为
$$ a = (h - L\sin \;\theta )/2 $$ (3) 式中：θ为块体B向采空区倾斜角度，（°）。
块体C对块体B的推力TCB计算式[16]为
$$ {T_{{\mathrm{CB}}}} = qL/\left( {\frac{h}{L} - \frac{1}{2}\sin \;\theta } \right) $$ (4) $$ \begin{gathered} {g_{\mathrm{x}}} = x\tan \;\theta + \frac{{\gamma {H_0}}}{{{K_{\mathrm{c}}}}} - \left[ {M - M\left( {1 - \eta } \right){K_{\text{d}}} - {h_z}\left( {{K_z} - 1} \right)} \right] \\ \end{gathered} $$ (5) 式中：x为采空区矸石与工作面煤壁水平距离，m； H0为直接顶上覆岩层厚度，m；Kc为采空区冒落矸石的平均压缩系数；M为煤层厚度，m；η为工作面采出率，%；γ为直接顶上覆岩层平均容重，MN/m3；Kd为煤的碎胀系数；hz为直接顶厚度，m；Kz为直接顶碎胀系数。
煤柱强度可由宽高比关系[18]表示为
$$ {P_3} = {\left(\frac{M}{c}\right)^{\tfrac{1}{2}}}{S_{\mathrm{c}}} $$ (6) 式中：c为煤柱高度，m；Sc为 M/c=1时的强度或立方体试件的强度，MPa。
根据力与力矩的平衡原则，联立以上算式可得：
$$ {Q_{{\mathrm{AB}}}} = A{P_1} + B{P_2} + C{P_3} + D $$ (7) $$ \begin{split} {T_{{\mathrm{AB}}}} =& \dfrac{{\left(\dfrac{{qL\cos \;\theta }}{2} - \dfrac{1}{4}qb - A\right)L{P_1}\cos \;\theta }}{{h - L\sin \;\theta - a}} -\\& \dfrac{{\left[(1 + B)L\cos \;\theta - b - c - \dfrac{1}{3}d\right]{P_2}}}{{h - L\sin \;\theta - a}} -\\& \dfrac{{\left[(1 + c)L\cos \;\theta - b - \dfrac{1}{2}c\right]{P_3}}}{{h - L\sin \;\theta - a}} - \dfrac{{DL\cos \;\theta }}{{h - L\sin \;\theta - a}} \end{split}$$ (8) 其中：
$$\begin{split} & A = \frac{b}{{2L\cos \;\theta }} - 1\text{，}B = \frac{{b + c + \dfrac{1}{3}d}}{{L\cos \;\theta }} - 1\text{，}\\& C = \frac{{b{\text{ + }}\dfrac{1}{2}c}}{{L\cos \;\theta }} - 1 \text{，} D\text=qL\mathrm{cos}\;\theta +\frac{2qL(h-L\text{sin}\;\theta -\text{a})}{\mathrm{cos}\;\theta (2h-L\mathrm{sin}\;\theta )}-\frac{q}{2} \end{split} $$ (9) 式中：b为空巷宽度，m；d为工作面控顶距，m。
在进行工作面回撤通道的掘进过程中，由于围岩脆弱松散，易出现冒顶和片帮等事故。为了确保回撤通道掘出以及综采工作面的安全回撤，关键是巷道内的支护系统和工作面的支架必须提供足够阻力，以维持块体B的稳定，避免块体B滑动失稳[19]。
将TAB，QAB代入避免块体 A 与块体B 之间发生滑落失稳的特定条件[15]为
$$ {T}_{\text{AB}}\mathrm{tan}\;\varphi \geqslant {Q}_{\text{AB}} $$ (10) 式中：tan φ为块体间的摩擦因数，一般取0.2。
将式（7）、式（8）、式（9）代入式（10）化简，得到块体B不发生滑落失稳时回撤通道支护阻力P1的计算式为
$$ \begin{split} {P_1} \geqslant&\dfrac{{\left[(1 + c)L\cos \;\theta - b - \dfrac{1}{2}c\right]\tan \;\theta + C}}{{(\dfrac{{qL\cos \;\theta }}{2} - \dfrac{1}{4}qb - A)L\tan \;\theta \cos \;\theta - A}}{P_3} +\\& \dfrac{B}{{\left(\dfrac{{qL\cos \;\theta }}{2} - \dfrac{1}{4}qb - A\right)L\tan \;\theta \cos \;\theta - A}}{P_2} +\\& \dfrac{{D\left(\dfrac{{L\tan \;\theta \cos \;\theta }}{{h - L\sin \;\theta - a}} + 1\right)\left(h - L\sin \;\theta - a\right)}}{{\left(\dfrac{{qL\cos \;\theta }}{2} - \dfrac{1}{4}qb - A\right)L\tan \;\theta \cos \;\theta - A}} \end{split} $$ (11) 当工作面与回撤通道贯通后，回撤通道位于应力集中区，应力较高。回撤通道上方顶板受到工作面超前支承压力影响，将面临回转失稳状态。根据某矿地质条件，取s=200 m，Rt=6 MPa，a=2.2 m，b=3 m，d=4.17 m，M=2.4 m，Kd=1.6，Kz=1.2，η=0.8，θ=13°，KG=5 MPa/m，γ=0.025 MN/m3，h=3.2 m，hz=3.2 m，H0=160 m，σt=2 MPa，P2=32.6 MPa，σc=80 MPa，q=0.33 MPa，k=2.6。为保证块体B稳定，未发生滑落失稳，将已知地质参数代入回撤通道支护阻力P1的计算式（11），可得在该矿地质背景下：
P1≥3.05 MPa
待工作面与回撤通道完全贯通后，回撤通道巷内支护阻力P1≥3.05 MPa，可以保证回撤通道围岩稳定。
3. 回撤通道围岩扰动破坏机理
3.1 上层工作面底板破坏深度
底板破坏深度是指裂隙率达到特定阈值的岩层厚度。近距离煤层上层工作面回采改变了原有的岩石应力环境，导致岩层间应力重新分配。底板岩层经历从不平衡到平衡的转变过程，最终稳定于一种新的平衡状态。在此过程中，底板的岩层间会发展出裂隙，并可能进一步扩张直至相互贯通。某矿煤1与煤2下层间距较小，平均13.3 m，厚度较小，需要计算上部煤层采动后底板破坏深度。上部煤层 1105工作面采空区底板岩层破坏深度计算采用通过多元线性与非线性回归分析优化后的经验公式[20]如下：
线性拟合公式：
$$ \begin{split} {h_\sigma } =&- 4.352\;9 + 0.012\;3H + 0.185\alpha + 0.847M +\\& 0.109\;9L - 7.645\;7\lambda + 7.275\;4I \end{split}$$ (12) 非线性拟合公式：
$$\begin{split} {h_\sigma } =& - 2.023\;4 + 1.48 \times {10^{ - 26}}{H^9} + 0.191\;3\alpha +\\& 1.063\;7M + 0.101\;6L - 5.553\;6\lambda + 7.507\;0I \end{split}$$ (13) 式中：H 为煤层采深，m；$ \alpha $为煤层倾角，（°）；L 为工作面斜长，m；M为煤层采高，m； $ \lambda $为底板抗破坏强度，MPa； I为是否存在切穿型断层活破坏带影响因素，存在则为1，否则取0。
其中，
$$ \lambda = \frac{{{\sigma _{\mathrm{c}}}{C_1}{C_2}}}{{15}} $$ (14) 式中：$ {\sigma _{\text{c}}} $为岩石单轴抗压强度，MPa； C1 为考虑节理裂隙对岩石强度的影响系数； C2 为考虑岩石分层厚度变化对强度的影响系数。
根据某矿地质条件，由线性拟合公式计算得1105工作面底板破坏深度为8.41 m，非线性拟合计算1105工作面底板破坏深度为8.65 m。工作面回采结束后的底板破坏深度大于8.41 m，小于层间距13.3 m，下部煤层顶板受到上煤层工作面开采扰动后并没有发生结构性破坏，下部工作面上方顶板岩梁结构完整，随着工作面的回采并接近回撤通道，上方顶板运动，回撤通道矿压显现，施工回撤通道需提前采取支护措施，增强围岩整体性与稳定性，维持回撤通道在贯通过程以及使用过程中的稳定性，确保工作面安全回撤。
3.2 回撤通道顶板裂隙演化规律
3.2.1 数值计算模型
基于1205 工作面柱状图表资料及现场生产情况，利用离散元程序UDEC构建数值模拟模型，模型长度60 m，高度50 m，按照1205 回撤通道设计宽度3.6 m，高度2.6 m构建于模型中，如图4所示。
为了提升数值模型的计算效能，同时保持模拟结果的准确性，将1205回撤通道位置处上方顶板宽×高=10 m×12 m 研究区域细化为平均长度为 0.3～0.5 m的Trigon 三角形块体，以便于准确地模拟和分析煤岩体内裂隙破坏行为，并对周边区域应用矩形区块的划分方式。顶部边界施加14.5 MPa作用力，固定模型除顶部外的边界。模型中的各个块体遵循Mohr-Coulomb材料模型力学特性，节理与裂隙等结构的滑动行为依据Mohr-Coulomb准则判定。各块体具体参数见表2，节理及其他结构的力学参数见表3。模拟计算首先回采上层煤1层1105工作面，分别运行为采空区及煤柱2种情况，待计算平衡，分步回采下层煤2下层1205工作面，提取不同回采阶段回撤通道顶板裂隙分布情况，分析回撤通道顶板裂隙演化规律。
表 2 煤岩层物理力学参数Table 2. Physical and mechanical parameters of coal strata岩层 层厚/m 容重/（kg·m−3） 体积模量/GPa 剪切模量/GPa 内摩擦角/（°） 黏聚力/MPa 抗拉强度/MPa 上覆岩层 — 2 500 10.9 8.1 32 3.75 1.99 中粒砂岩 3.5 2 380 3.3 2.5 35 3.15 0.85 砂质泥岩 2.1 2 461 6.1 3.5 29 1.51 0.65 煤1 1.8 1 380 4.9 2.1 20 1.25 0.15 砂质泥岩 5.9 2 461 6.1 3.5 24 1.51 0.65 中粒砂岩 3.2 2 620 3.3 2.5 28 2.95 0.68 煤2上 4.2 1 210 3.9 1.0 19 0.65 0.15 煤2下 2.4 1 380 4.9 2.1 18 1.25 0.15 铝质泥岩 5.3 2 361 6.2 3.6 30 1.85 1.65 下伏岩层 — 2 500 9.8 7.8 30 2.95 2.90 表 3 节理物理力学参数Table 3. Physical and mechanical parameters of joint岩层 法向刚度/
GPa切向刚度/
GPa黏聚力/
MPa内摩擦角/
（°）抗拉强度/
MPa上覆岩层 6.77 5.71 2.86 23.60 1.20 中粒砂岩 5.76 3.56 2.12 20.20 1.02 砂质泥岩 4.35 2.98 1.32 19.12 0.95 煤1 1.76 0.70 0.75 18.24 0.24 砂质泥岩 4.35 2.98 1.32 19.12 0.95 中粒砂岩 5.76 3.56 2.12 20.20 1.02 煤2上 1.25 0.50 0.67 17.56 0.18 煤2下 1.76 0.70 0.75 18.24 0.24 铝质泥岩 9.12 5.86 2.45 20.40 2.15 下伏岩层 10.25 3.65 2.64 24.14 2.02 3.2.2 上部煤层开采后遗留煤柱区应力特征
根据图2所示采掘剖面图，上部煤层开采后，1103采空区与1105采空区存在倾向长度为25 m的遗留煤柱。根据煤柱埋深位置570 m，求得其自重应力14.25 MPa，由数值模拟计算结果，煤柱位置应力集中系数达到1.75～5.15，取值为3.45，计算煤柱平均应力为49.16 MPa，超过其本身抗压强度。判断煤柱发生塑性破坏后受力状态转变为三向应力状态，在高应力作用下逐渐压实，应力恢复为开采前静水压力，所以此处煤柱应力能够达到49.16 MPa。
数值模拟结果显示的煤柱区垂直应力云图如图5所示，遗留煤柱区域和煤柱两侧应力降低区域位置应力差达到49.16−10=39.16 MPa，应力差过大导致煤柱区域附近煤体稳定性差。根据研究[21]，煤柱区域向外会形成减压区、强剪切区，是高危险区域。根据本文数值模拟结果，划分出相似应力区域如图5所示。决定在距离煤柱两侧50 m的下部回撤通道范围内针对强剪切区域的影响采取加强支护等围岩控制措施。
3.2.3 工作面与回撤通道贯通后顶板应力分布
提取工作面与回撤通道贯通后回撤通道顶板应力分布情况如图6所示。工作面与回撤通道贯通后，采空区下方回撤通道顶板应力峰值达到15.6 MPa；煤柱下方回撤通道顶板应力峰值达到19.3 MPa，是采空区下方应力的124%，煤柱下方岩层应力集中，不利于回撤通道围岩稳定，需要采取围岩控制措施，降低煤柱下方巷道顶板应力。
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图 6 贯通后回撤通道顶板应力分布Figure 6. Stress distribution of roof of recovery room after penetration3.2.4 回撤通道顶板裂隙演化特征
对上部为采空区以及煤柱2种地质情况下回撤通道顶板上方 12 m 范围内随工作面回采顶板裂隙演化规律进行分析，不同地质情况、不同回采时期下裂隙分布情况如图7、图8所示。
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图 7 采空区下回撤通道顶板裂隙演化规律Figure 7. Roof fracture evolution law of recovery room under goaf![]()
图 8 煤柱下回撤通道顶板裂隙演化规律Figure 8. Roof fracture evolution law of recovery room under coal pillar1）采空区下回撤通道顶板裂隙演化规律。根据数值计算所示裂隙发育情况可知，工作面回采至距回撤通道12 m位置，回撤通道顶板上方靠近上部煤层采空区0.5 m范围内存在细微剪切裂隙，1.5 m范围内有张拉裂隙扩展；工作面回采至距回撤通道7 m位置，靠近上部煤层采空区的张拉裂隙向工作面推进方向扩展至3 m范围，靠近回采侧剪切裂隙开始发育，沿走向方向扩大3 m左右；工作面距回撤通道5 m位置，靠近回采侧剪切裂隙进一步扩展，顶板上部裂隙发育范围达到5 m左右，并同步扩展较小密度张拉裂隙，顶板下部裂隙发育范围为4 m左右，此时回撤通道顶板裂隙主要分布在顶板上下边界处，中部裂隙密度较小；工作面距回撤通道0～2 m回采阶段，下层工作面采动应力扰动影响上层煤层采空区，裂隙大范围扩展，顶板上部张拉裂隙继续沿工作面推进方向扩展，靠近回采侧顶板裂隙继续发育，中部裂隙开始发育扩展，下部同步扩展张拉裂隙。当回撤通道与工作面完全贯通后，顶板裂隙向上扩展，6 m高度范围内裂隙密度大，6 m高度范围外裂隙增长，密度较小，顶板围岩中部剪切裂隙发育，下部扩展张拉裂隙，此时围岩破坏严重，基本丧失承载能力。
2）煤柱下回撤通道顶板裂隙演化规律。煤柱下位回撤通道顶板裂隙，在工作面回采距回撤通道12 m时，靠近回采侧顶板围岩剪切裂隙扩展2 m范围，裂隙密度较小；距回撤通道7 m，顶板上部剪切裂隙扩展至4 m范围，下部剪切裂隙有小范围发育，裂隙扩展范围外缘密度较小；距回撤通道5 m时，顶板裂隙进一步发育，靠近回采侧裂隙密度增大，内部裂隙密度小；距离回撤通道0～2 m位置，裂隙急剧扩展，顶板围岩开始出现低密度张拉裂隙；回撤通道与工作面贯通后，顶板裂隙密度增大，围岩破坏严重。
3）裂隙量化分析。对不同回采条件下的裂隙增长数量进行统计，统计加密区域裂隙占比与工作面距回撤通道距离的曲线如图9所示，量化工作面回采期间顶板裂隙发育演化规律。工作面在煤柱下和采空区下推采，回撤通道顶板裂隙扩展规律相似，在工作面距回撤通道20 m以前，回撤通道顶板裂隙无扩展，顶板围岩状态稳定，推进至20 m之后，回撤通道顶板裂隙开始扩展。在采空区下，回撤通道顶板裂隙开始缓慢扩展加密区域的2.38%，在工作面距回撤通道5 m位置，裂隙开始进一步扩展，至距离回撤通道为0时的52.7%；在煤柱下，回撤通道顶板裂隙在距工作面15 m时开始急剧扩展，从5.55%扩展至距回撤通道为0时的62.48%。得出在煤柱下的裂隙扩展程度高于采空区下裂隙扩展。决定对采空区下回撤通道顶板提前10 m采取加固措施，煤柱下回撤通道顶板提前15 m采取加固措施。
4. 回撤通道围岩综合控制方案
4.1 围岩综合控制机制
4.1.1 回撤通道内主被动联合支护技术
1）锚杆索支护可以有效地提升围岩力学性能，增强围岩本身承载能力，防止围岩的破坏，抑制岩体裂隙扩展与膨胀。锚杆索通过锚固剂与围岩紧密结合，与围岩形成一个整体，对围岩进行主动支护，有效地传递围岩的应力，减小围岩的变形和破坏。
2）单体支柱支撑回撤通道顶板，当顶板受到采动应力的影响，单体支柱能有效承受压力并传递给巷道底板，吸收巷道顶板因多重应力叠加引起的受力不均从而导致的集中应力，减小巷道来压风险。单体支柱作为被动支护技术，维持巷道稳定。
3）锚杆索支护与单体支柱的主被动联合支护技术，实现全方位围岩稳定控制，提高围岩的稳定性和安全性。
4.1.2 回撤通道顶板超前预裂技术
1）通过水力压裂技术对顶板进行超前预裂，切断采动应力向回撤通道顶板的传递，减小回撤通道顶板围岩应力集中。
2）通过水力压裂切顶技术，降低工作面支承载荷，降低工作面与回撤通道贯通期间压架等风险。
3）工作面与回撤通道贯通过程中，由于基本顶断裂位置不当，引发顶板出现显著下沉和压架问题，不利于回撤通道围岩稳定。实施水力压裂切顶技术，引导基本顶在液压支架后方断裂，减小回撤通道所需支护阻力，保证回撤通道围岩稳定，以确保综采设备安全高效回撤。
4.2 围岩综合控制方案
基于对近距离煤层回撤通道顶板力学模型与回撤通道顶板裂隙演化特征的分析，提出回撤通道锚杆索+单体支柱主被动联合支护与煤柱下部通道内顶板超前预裂围岩综合稳定控制技术，应用于回撤通道不同应力影响区域。
4.2.1 回撤通道围岩控制分区
根据前文分析，对回撤通道围岩不同区域采取不同的围岩控制措施。回撤通道围岩控制分区如图10所示。
根据上部煤层对下部回撤通道的影响，将回撤通道划分为3个支护区域，其中，红色标识为煤柱下方支护区域，黄色标识为煤柱两侧50 m范围强剪切区下方支护区域，蓝色标识为采空区下方支护区域。
4.2.2 回撤通道内主被动联合支护技术
1）煤柱下方支护区域。煤柱下方巷道顶板处于应力集中区域，应力值较大，巷道变形严重，容易发生失稳现象。煤柱下方回撤通道支护参数为：顶板支护选择全锚索，选用锚索ø17.8 mm，L=4 300 mm，间排距900 mm×800 mm及ø21.8 mm，L=7 300 mm，间排距900 mm×800 mm支护顶板围岩，选用ø20 mm，L=1 800 mm，间排距900 mm×800 mm玻璃钢锚杆支护煤壁帮围岩，采用间排距900 mm×800 mm 单体液压支柱对回撤通道进行被动支护控制巷道围岩。
2）强剪切区下方支护区域。强剪切区域应力集中程度较煤柱下部减小，但该区域应力与煤柱下方应力具有较大的应力差值，仍会造成下部回撤通道不稳定。顶板仍采取全锚索支护，长锚索间排距调整为煤柱下的2倍。强剪切区下方回撤通道支护参数为：顶板支护选择全锚索，分别用锚索ø17.8 mm，L=4 300 mm，间排距900 mm×800 mm及ø21.8 mm，L=7 300 mm，间排距900 mm×1 600 mm支护顶板围岩，选用ø20 mm，L=1 800 mm，间排距900 mm×800 mm玻璃钢锚杆支护煤壁帮围岩，采用间排距900 mm×800 mm 单体液压支柱对回撤通道进行被动支护控制巷道围岩；煤柱下方和强剪切区下方回撤通道支护示意如图11所示。
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图 11 煤柱下方和强剪切区下方回撤通道支护示意Figure 11. Support schematic diagram of recovery room under pillar or shear zone3）采空区下方支护区域。采空区下方为应力降低区，下部回撤通道处于低应力状态，围岩状态相对稳定。采空区下方回撤通道顶板选用锚杆索支护，锚索和单体液压支柱间排距调整为煤柱下的2倍。采空区下方回撤通道选用锚索ø21.8 mm，L=7 300 mm，间排距900 mm×1 600 mm，左旋纵肋螺纹钢锚杆ø20 mm×2 200 mm，间排距900 mm×800 mm支护顶板围岩，选用ø20 mm，L=1 800 mm，间排距900 mm×800 mm玻璃钢锚杆支护煤壁帮围岩，采用单根排距1 600 mm单体液压支柱对回撤通道进行被动支护控制巷道围岩；采空区下方回撤通道支护示意如图12所示。
4.2.3 回撤通道顶板超前预裂技术参数
1）切顶位置。通过对采空区下与煤柱下顶板应力、裂隙演化特征的分析，确定仅对1105采空区与1103采空区间区段煤柱下回撤通道的顶板进行切顶，水力压裂位置为距离回撤通道回采帮前方煤柱5～9.5 m范围的基本顶。
2）切顶高度。通过分析钻孔柱状图明晰顶板岩层结构，评估对工作面产生影响的基本顶岩层的数量及其所在位置，选择合适的层位作为目标，以此为基础确定水力压裂的高度。最上层基本顶高度为煤层上方 13.3 m 处，结合工作面特征与回撤通道顶板的分析，最终确定压裂高度为9.5 m，施工仰角45°。
3）钻孔间距。为了确保水力压裂能够有效地切顶，钻孔间距应保证两孔间裂隙相互连通。根据实际的地质状况和现场经验，当钻孔的水平间距约为15 m时，压裂孔附近的钻孔有水流出，表明裂隙的扩展范围大约可以达到15 m。为确保切顶的有效性，设定现场钻孔水平间距为15 m。水力压裂切顶方案如图13所示。
5. 工程应用
5.1 测站布置
1205回撤通道总长约210 m，在采空区下回撤通道内设置3组测站，编号为1号、2号，测站间距为 30 m；在强剪切区下回撤通道内设置1组测站，编号为3号；在煤柱下回撤通道内设置2组测站，编号为4号、5号，测站间距为 10 m。
5.2 矿压观测
为了研究 1205 回撤通道围岩综合控制技术的合理性，于回撤通道施工期间及设备回撤期间分别对采空区下（1号、2号测站）、强剪切区下（3号测站）、煤柱下（4号、5号测站）巷道表面位移、锚杆索受力情况进行监测。图14a为回撤通道顶底板相对位移变化曲线，图14b为两帮相对位移变化曲线。
现场观测结果表明，采空区下回撤通道围岩在50 d左右稳定，顶底板相对位移最大为30 mm，实体煤帮最大移近量为 24 mm，变形量较小；强剪切区下回撤通道围岩在55 d左右稳定，顶底板相对位移最大为32 mm，实体煤帮最大移近量为 20 mm，变形量较小；煤柱下回撤通道围岩稳定在40 d左右稳定，顶底板相对位移最大为 56 mm，实体煤帮最大移近量为 39 mm，变形量较小。表明，随回撤通道与工作面贯通，回撤通道围岩变形逐渐增大，最终在某个时期趋于稳定，且变形量较小，满足设备安全回撤正常生产需求。由于煤柱下岩层集中应力集中，煤柱下回撤通道围岩变形量总体大于采空区下，与前文分析一致。采空区下回撤通道锚杆锚索受力变化不大，围岩控制效果良好；煤柱下回撤通道锚杆受力基本不变,锚索受力增幅 20 kN，巷道顶板下沉，锚索发挥了良好的悬吊作用。
6. 结 论
1) 建立了末采期间回撤通道顶板力学模型，确定在某矿地质条件下，工作面与回撤通道贯通后，可以保证回撤通道围岩稳定的回撤通道巷内支护阻力P1≥3.05 MPa。
2) 利用UDEC数值计算模型反演了回撤通道顶板裂隙演化规律，确定了采空区下回撤通道顶板提前10 m采取加固措施，煤柱下回撤通道顶板提前15 m采取加固措施。
3) 提出回撤通道锚杆索+单体支柱主被动联合支护与煤柱下部通道内顶板超前预裂围岩综合稳定控制技术，应用于回撤通道不同应力影响区域，确定了锚杆索支护参数以及水力压裂切顶参数。
4) 现场监测表明：工作面回撤通道施工期间，围岩变形量小，锚杆索受力变化较小，围岩控制效果良好，保证了1205工作面综采设备安全高效回撤。
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图 6 贯通后回撤通道顶板应力分布
Figure 6. Stress distribution of roof of recovery room after penetration
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图 7 采空区下回撤通道顶板裂隙演化规律
Figure 7. Roof fracture evolution law of recovery room under goaf
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图 8 煤柱下回撤通道顶板裂隙演化规律
Figure 8. Roof fracture evolution law of recovery room under coal pillar
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图 11 煤柱下方和强剪切区下方回撤通道支护示意
Figure 11. Support schematic diagram of recovery room under pillar or shear zone
表 1 煤岩层赋存特征
Table 1 Occurrence characteristics of coal and rock strata
岩性 厚度/m 埋深/m 岩性描述 细、中、粉砂
岩互层— 413 厚层状，细粒砂状结构，具水平层理 中粒砂岩 3.5 417 中粒砂状结构，裂隙较发育，坚硬 砂质泥岩 2.1 420 层理发育，性脆，具水平微波状层理 煤1 1.8 422 黑色，块状及沫状，半亮煤，镜煤 砂质泥岩 5.9 430 巨厚层状，性脆，具水平微波状层理 中粒砂岩 3.2 433 中粒砂状结构，裂隙较发育，坚硬 煤2上 4.2 437 黑色，镜煤，含4～6层夹矸 煤2下 2.4 440 黑色，块状及沫状，半亮型，镜煤 铝质泥岩 5.3 445 薄层状，泥质结构，致密性脆，松软 粉砂岩 — 450 巨厚层状，性脆，裂隙发育，松软 
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表 2 煤岩层物理力学参数
Table 2 Physical and mechanical parameters of coal strata
岩层 层厚/m 容重/（kg·m−3） 体积模量/GPa 剪切模量/GPa 内摩擦角/（°） 黏聚力/MPa 抗拉强度/MPa 上覆岩层 — 2 500 10.9 8.1 32 3.75 1.99 中粒砂岩 3.5 2 380 3.3 2.5 35 3.15 0.85 砂质泥岩 2.1 2 461 6.1 3.5 29 1.51 0.65 煤1 1.8 1 380 4.9 2.1 20 1.25 0.15 砂质泥岩 5.9 2 461 6.1 3.5 24 1.51 0.65 中粒砂岩 3.2 2 620 3.3 2.5 28 2.95 0.68 煤2上 4.2 1 210 3.9 1.0 19 0.65 0.15 煤2下 2.4 1 380 4.9 2.1 18 1.25 0.15 铝质泥岩 5.3 2 361 6.2 3.6 30 1.85 1.65 下伏岩层 — 2 500 9.8 7.8 30 2.95 2.90
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表 3 节理物理力学参数
Table 3 Physical and mechanical parameters of joint
岩层 法向刚度/
GPa切向刚度/
GPa黏聚力/
MPa内摩擦角/
（°）抗拉强度/
MPa上覆岩层 6.77 5.71 2.86 23.60 1.20 中粒砂岩 5.76 3.56 2.12 20.20 1.02 砂质泥岩 4.35 2.98 1.32 19.12 0.95 煤1 1.76 0.70 0.75 18.24 0.24 砂质泥岩 4.35 2.98 1.32 19.12 0.95 中粒砂岩 5.76 3.56 2.12 20.20 1.02 煤2上 1.25 0.50 0.67 17.56 0.18 煤2下 1.76 0.70 0.75 18.24 0.24 铝质泥岩 9.12 5.86 2.45 20.40 2.15 下伏岩层 10.25 3.65 2.64 24.14 2.02
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