★ 煤炭科技·开拓与开采 ★
许 勃
(神华国能哈密煤电有限公司大南湖一矿，新疆自治区哈密市，839000)
摘 要 为掌握“三软”煤层回采巷道在工作面回采过程中的破坏规律，采用巷道表面位移监测、松动圈测试技术和钻孔窥视技术，分析了巷道围岩破坏的表面位移特征，以及巷道破坏的松动圈范围及围岩深部破坏特征。分析结果表明，采动影响下1305回采工作面回风巷巷道破坏呈整体破坏型，巷道顶底板移近量在500～1000 mm之间；两帮移近量在0～400 mm范围内；巷道顶板及两帮松动圈范围在2600 mm以内；在1.5～2.4 m范围内顶板存在离层，在4～10 m范围内，孔壁相对光滑完整。分析结果为矿井回采巷道支护参数的优化提供了一定的依据。
关键词 “三软”煤层 回采巷道 钻孔窥视 松动圈
新疆哈密地区大南湖矿区煤炭资源丰富，其中大南湖矿区一区为在建的大型现代化矿区。随着矿区内一号矿井的投产，在“三软”煤层条件下采煤工作面回采过程中回采巷道围岩稳定性分析、掘进巷道支护参数选择及优化、巷道围岩变形破坏及控制技术等涉及到矿井安全生产的一系列矿山压力以及围岩控制技术问题，亟待系统性总结及理论分析。采煤工作面回采期间，巷道围岩破碎，变形破坏严重，底鼓问题突出，巷道返修率高，维护工程量大，严重影响矿井正产生产，回采巷道的巷道变形规律及其围岩控制技术有待深入研究。
许多学者针对软岩巷道变形破坏机制及相应支护控制技术进行理论和实验研究。王卫军等针对软岩巷道的变性特点，提出“高阻让压、高强度”支护方案，取得较好的控制效果；高明仕等针对软岩巷道强流变及大变形的破坏特征，提出全断面、全支全让O型封闭支护技术，有效地控制了软岩巷道的大变形；唐建新等通过室内及现场试验、现场观察监测和理论分析相结合的方法对巷道围岩变形破坏进行综合分析研究；于学馥等提出“轴变论”理论，认为从巷道围岩的应力分布特征来具体研究围岩变形破坏规律，根据地应力、围岩应力并结合巷道围岩的岩体力学性质及变形特征，通过对巷道围岩应力特征进行分类，才能对巷道维护起到关键作用，依据弹性理论的“轴变论”认为椭圆形状是巷道破坏变形的最终形态；来兴平等通过对急倾斜特厚煤层回采巷道围岩内部裂隙的分布特征，结合围岩变形、围岩松动圈监测和声发射监测巷道围岩破坏，通过声光电三种监测手段对巷道围岩进行立体监测，对巷道变形破坏及早预测并采取相应措施，保障了巷道的稳定；张德华等通过现场试验研究了高应力软岩隧道中格栅支护与中型钢支护效果研究，结果表明，中型钢支护对于软岩巷道前期的变形起到约束作用，而后期中型钢却不能进一步阻止隧道围岩变形且自身承受较大的围岩应力，不利于隧道二次衬砌，相反格栅支护前期释放了围岩的应力后期采用刚性支护，对隧道采取“先柔后刚”的支护原则，实现了隧道的稳定支护；陈卫忠等通过现场真三轴蠕变试验，较为准确地分析了软岩蠕变随时间的变形规律，提出了泥岩蠕变模型及相应变化参数，通过模型试验真实反映了现场软岩的流变特征，得出软岩蠕变速率与时间、应力水平相关，对软岩巷道持久变形和支护设计具有参考意义。
大南湖一矿1303工作面煤层整体形态为一宽缓的向斜构造，向斜核部约在3号煤层胶带运输大巷以西1469 m处，向斜两翼不对称，煤层产状变化较大，走向221°，倾向131°，倾角7°～16°，平均9°；煤层走向坡度存在较大变化，以开切眼为起点，0～500 m范围为10°～5°下坡，500～1934 m范围为0°～3°上坡。
1303综放工作面所采煤层为3号煤层，煤层厚度6.2～8.9 m，平均6.3 m，煤层结构简单至复杂，属稳定至较稳定煤层。工作面采用单一走向长壁后退式采煤法，综采放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板。其中，采煤机割煤高度2.8 m，放煤高度3.5 m，采放比约为1∶1.25，循环进尺0.8 m，放煤步距0.8 m。煤层老顶为粉砂岩、泥岩，平均厚度3.62 m；直接顶为泥岩、粉砂岩，平均厚度2.89 m；直接底为泥岩，平均厚度1.85 m；老底为粉砂岩，平均厚度2.7 m。煤层顶底板岩石抗压强度Rc小于5 MPa，软化系数Ka小于0.75，各煤层抗压强度多在6.5～7.5 MPa之间，煤层顶底板多属层状结构的极软岩，属极不稳固岩层，是典型的“三软”煤层。
1303综放工作面回采巷道为矩形断面，巷道净宽5 m，净高3.2 m，采用锚网喷、钢筋梯联合锚索梁支护，采用C30混凝土铺底，铺底厚度200 mm。顶板锚杆采用右旋无纵筋等强度螺纹钢锚杆，规格为ø20 mm×2500 mm，巷帮锚杆采用右旋无纵筋等强度螺纹钢锚杆，规格为ø20 mm×2200 mm；锚索为ø21.8 mm×8000 mm。
在巷道内利用十字布点法布置表面位移监测站，对试验段内采动影响下的巷道变形进行观测记录，分析软岩巷道的变形规律。在顶底板中部垂直方向和两帮中线方向和侧帮偏下的位置共3处布置ø29 mm×380 mm的孔，将ø28 mm×400 mm的木桩打入孔，具体见图1。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。在各测点拉紧卷尺，测量并记录数值。
图1 巷道表面位移监测布置
由图2(a)可知，此位置断面变形较大，其中顶底板变形量最大，总计为30 cm，底部两帮变形量次之，中部两帮变形量相对较小。变化最为明显的时间段为1月18日至1月21日，其曲线斜率突然变大，1月19日工作面推进至距3号煤层胶带运输大巷1503 m处，此时距测点23 m，故工作面开采至距此断面28 m左右时，有较为明显的采动影响。但在1月18日之前的区域，依然存在一定程度的巷道变形，表明此范围依然受到一定程度的采动影响，故此断面围岩稳定情况一般。
由图2(b)可知，此位置顶底板变形量为10 cm，底部两帮变形量次之，中部两帮变形量很小，其曲线斜率并未在某一时间点有较为明显的改变，1月21日工作面推进至距3号煤层胶带运输大巷1499 m处，此时距测点69 m，故工作面开采至距此断面70 m左右时，只对此断面产生较小的影响，围岩稳定性良好。
由图2(c)可知，此位置顶底板变形量为7 cm，底部两帮变形量次之，中部两帮变形量很小，其曲线斜率变化较小，1月21日工作面推进至距3号煤层胶带运输大巷1499 m处，此时距测点79 m，故工作面开采至距此断面80 m左右时，对此断面产生影响较小，围岩稳定性良好。
通过十字布点法对巷道变形的实时监测，并与现场围岩变形观察记录相互验证，最终可得如下结论：
(1)采动影响下回采巷道破坏呈整体破坏型，巷道底鼓量大，并伴随一定的顶板下沉及两帮收敛。在距工作面0～70 m范围内巷道都有不同程度的破坏，主要表现在两帮收敛，并伴随一定量的巷道底鼓；巷道受采动影响在采距小于40 m时开始显现明显，巷道底鼓加剧，两帮收敛明显；而在小于30 m后，巷道底鼓加剧，顶板下沉且破碎严重，两帮也剧烈内敛。
(2)两帮收敛特点主要表现在下帮距底板1.6～1.9 m范围内沿煤层夹矸内挤，产生水平错动，移近量在0～200 mm范围内。
(3)巷道底鼓主要表现在距工作面40～90 m范围内，巷道底板呈不对称性底鼓，底鼓量在0～200 mm之间；在40～10 m范围内底鼓量在200～500 mm之间；在10～-10 m范围内巷道底鼓量明显加剧，在500～1000 mm之间。
(4)顶板破碎、下沉。虽然顶板的支护强度较大，但由于两帮下沉失稳和底鼓严重而导致顶板破碎下沉，在距工作面20～40 m范围内，顶板距下帮100～200 mm范围内发生断裂；距工作面20 m范围内顶板开始断裂下沉；距工作面10 m范围内顶板破碎严重。
围岩松动圈的大小是巷道围岩支护的重要参数。目前，测试巷道围岩松动圈的方法有很多，包括超声波探测法、多点位移计量探测法、地质雷达探测法以及地震波测试法等。现场采用超声波探测法对回采工作面辅助运输巷围岩松动圈进行了测试。超声波松动圈测试仪是通过对接收围岩中声波传播速度的差异变化来研究巷道围岩的松动程度与范围。接收到的声波速度愈大，围岩愈稳定、裂隙愈小；反之，围岩裂隙发育、松动范围大。在回采工作面辅助运输巷距3号煤层胶带运输大巷1360 m、1310 m、1260 m处断面进行了松动圈测试，得到1303工作面辅助运输巷距3号煤层胶带运输大巷不同距离处断面接收声波的传播速度随钻孔深度变化曲线图，方框中的数值为对应测点的波速。通过波速的变化来判定围岩的松动范围。
距3号煤层胶带运输大巷1360 m断面顶板钻孔声波速度随钻孔深度变化曲线如图3所示。由图3可以看出，钻孔深度0.1～1.1 m范围内声波波速上升明显；1.1～2.1 m范围内波速变化明显，并呈下降趋势，在3.1 m处由于现场干扰，导致数据为零；钻孔从4.1～5.1 m范围内波速略有上升，随后至6.1 m的过程中，波速又下降，6.1～8.1 m范围内，波速变化与4.1～6.1 m十分类似，而从8.1～9.1 m的过程中，接收的波速变化不再明显。除去误差，总体来看该断面顶板声波接收速度的最小值为1346.80 m/s，维持在一个较低的水平，表明该位置顶板煤体整体稳定性一般。在0.1～2.1 m范围内的波速变化明显，反映出在该范围内围岩裂隙发育较大。基于对整个深度范围内波速的考虑，综合判定该断面顶板的松动范围在2.5 m左右。
距3号煤层胶带运输大巷1360 m断面北帮钻孔声波速度随钻孔深度变化曲线如图4所示。由图4可以看出，钻孔深度0.6～1.6 m范围内煤体波速变化幅度不大；1.6～2.6 m范围内煤体波速略有上升；2.6～3.6 m范围内接收的波速进一步出现小幅度的增加；3.6～4.6 m范围内波速基本保持不变；4.6～5.6 m范围内波速出现小幅度的下降；5.6～6.6 m范围内波速逐渐上升；6.6～7.6 m范围内波速再度略有下降；从7.6 m开始，波速大幅度上升，说明从7.6 m开始煤体稳定程度大幅度上升。总体看来，深度在0.6～2.6 m范围以内，波速较小，表明这一段范围的煤体较为破碎，裂隙较发育，在2.6～6.6 m范围内，波速逐渐升高，表明该段煤体稳定性随着靠近内部的深度稳定性持续变强，但在6.6～7.6 m处围岩裂隙较发育，最后从8.6 m开始，接收的波速急剧升高，表明该段煤体稳定性逐渐趋于良好。因此，综合分析可得，该断面北帮煤体的松动圈在2 m范围左右。
图3 距3号煤层胶带运输大巷1360 m断面顶板钻孔声波速度随钻孔深度变化曲线
图4 距3号煤层胶带运输大巷1360 m断面北帮钻孔声波速度随钻孔深度变化曲线
距3号煤层胶带运输大巷1360 m断面南帮钻孔声波速度随钻孔深度变化曲线如图5所示。
图5 距3号煤层胶带运输大巷1360 m断面南帮钻孔声波速度随钻孔深度变化曲线
由图5可以看出，巷道南帮钻孔共探测5.1 m，钻孔深度从0.1～1.1 m范围内煤体波速明显增大；1.1～2.1 m范围内煤体波速呈现较大幅度的下降； 2.1～3.1 m范围内，波速几乎未发生改变，表明该段煤体稳定性类似。总体看来，钻孔在0.1～2.1 m范围内接收的波变化幅度十分明显，表明该段煤体的围岩稳定性较弱，围岩较破碎，裂隙发育程度较高，2.1～5.1 m范围内，接收的声波速度较为稳定，因此可知波速整体维持在一个较低的水平，故该段煤体的围岩稳定性一般，围岩裂隙均匀分布于煤体各处，但由于波速变化不大，故煤体随着靠近内部的深度，围岩变化情况也逐渐减小。因此，综合分析可得，该断面南帮煤体的松动圈在2.1 m范围左右。
综合图3、图4和图5三组断面松动圈测试结果认为，该巷道南帮松动圈小于2.4 m，北帮松动圈小于2.5 m，顶板松动圈小于2.5 m，巷道顶板7.6 m以上的位置岩层基本较为稳定。
采用钻孔窥视仪对巷道围岩进行松动圈测试，能直观、清晰地观测到围岩内部的破坏、离层等情况，确定围岩松动圈的厚度，为巷道稳定性评价及支护方案的制定提供可靠的依据。现场采用国产YS(B)钻孔窥视仪对孔内煤壁裂隙发育和演化进行观测，YS(B)钻孔窥视仪可用于任意方向煤、岩体松动及裂隙窥视、水文探孔、瓦斯抽放孔孔内情况探查、锚杆孔质量检查和裂隙观察等。采用高清晰度探头及彩色显示设备，可分辨1 mm的裂隙及不同岩性，与微机可直接连接，便于图像的实时显示。
巷道顶板钻孔窥视图如图6所示。由图6可以看出，顶板岩层在0～0.8 m范围内围岩严重破碎，局部呈松散体状态；0.8～1.7 m范围，内裂隙较发育，以环向裂隙为主；1.7～2.4 m范围内，顶板有离层；2.4～5 m范围内，围岩较完整，未出现明显的离层现象；5～7 m范围内，围岩完整性相对较差；7～10 m范围内，孔壁表面完整光滑。
图6 巷道顶板0～10 m钻孔窥视图
北帮钻孔窥视图如图7所示。由图7可以看出，0～0.6 m范围内，围岩破碎严重，局部呈松散状；0.6～1.5 m范围内，裂隙发育，以环向裂隙为主；1.5～2.3 m范围内，围岩破碎，裂隙发育较多，局部存在离层现象；2.3～3.8 m范围内，裂隙发育，但围岩破碎程度较小；3.8～10 m范围内，裂隙逐渐减少，围岩趋于完整，孔壁表面逐渐光滑。
南帮0～10 m范围内钻孔窥视图如图8所示。由图8可以看出，0～0.5 m范围内，围岩破碎，岩体呈现松散状态；0.5～2 m范围内，裂隙发育，多数为环向裂隙；2～3.5 m范围内，裂隙较发育；3.5～10 m范围内，孔壁表面逐渐光滑，趋于完整。
图7 巷道北帮0～10 m范围内钻孔窥视图
图8 巷道南帮0～10 m范围内钻孔窥视图
本文以大南湖一矿为工程背景，采用巷道表面位移进行监测、松动圈测试技术和钻孔窥视技术，分析了1305回采工作面巷道围岩破坏的表面位移特征，以及巷道破坏的松动圈范围及围岩深部破坏特征，得到如下结论：
(1)采动影响下回采巷道破坏呈整体破坏型，巷道底鼓量大，并伴随一定的顶板下沉及两帮收敛。
(2)根据松动圈测试结果，顶板及两帮松动圈大体一致，松动圈的范围在2600 mm以内。
(3)距巷道顶板7.6 m以上的岩层较为稳定，目前采用锚索长度为8 m，满足支护要求。
(4)钻孔窥视分析表明，0～2.4 m范围内，裂隙发育；1.5～2.4 m范围内，顶板存在离层；2.4～4 m范围内，孔壁较粗糙，局部裂隙较发育，常有纵向裂隙向钻孔深部延伸；4～10 m范围内，孔壁相对光滑完整。
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Xu Bo
(Da'nanhu No. 1 Mine, Hami Coal and Electricity Co., Ltd., Shenhua Guoneng Energy Group, Hami, Xinjiang 839000, China)
Abstract In order to understand the failure laws of the mining roadway in the process of work face advance in three-soft coal seams, surface displacement monitoring, loosening zone testing and borehole peeping technology were used to analyze the surface displacement characteristics of surrounding rock failure, as well as the scope of loosening zone and deep failure characteristics of surrounding rock. The analysis results showed that under the influence of mining, the failure of the return air roadway in 1305 mining face was whole failure type, and the displacement of the roof and floor was between 500～1000 mm; the displacement of two sides of roadway was within 400 mm; the roof and the loosening circle of the roadway were within 2600 mm; the roof separation of the roadway was between 1.5～2.4 m, and the hole wall was relatively smooth and intact within 4～10 m. The analysis results provide a basis for the optimization of roadway support parameters.
Key words three-soft coal seam, mining roadway, drilling scoping, loosen circle
中图分类号 TD325
文献标识码 A
引用格式：许勃. 大南湖一矿“三软”煤层回采巷道围岩破坏规律研究[J]. 中国煤炭，2019,45(2)：57-63，129.
作者简介：许勃(1983-)，男，山东聊城人，工程师，硕士研究生，主要从事煤矿采掘技术管理工作。