浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道围岩控制技术的深度剖析与创新实践

浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道围岩控制技术的深度剖析与创新实践一、引言1.1研究背景与意义随着煤矿智能化建设的大力推进，井下机械设备不断迭代更新，开采工艺逐步成熟，煤矿工作面回采速度显著加快。然而，这也导致采掘接替紧张的问题在一些矿井生产中日益凸显，尤其是在单翼采区，该现象更为突出。采掘接替紧张不仅制约了煤矿的生产效率，还可能引发一系列安全隐患，对煤矿企业的可持续发展构成挑战。例如，据相关数据统计，在部分煤矿中，由于采掘接替紧张，工作面的准备时间不足，导致巷道支护不及时，增加了顶板事故的发生概率。为了缓解采掘接替紧张的局面，实现煤矿的高产高效作业，各大煤矿企业结合自身井下实际工况，积极探索并提出了不同的解决方案。其中，迎采掘进作业方式因其能够在一定程度上缓解采掘接替紧张的优势，被广泛应用于煤矿生产中。迎采掘进作业方式，即在回采本工作面的同时预留一定宽度的区段煤柱，开掘下一个工作面的回采巷道。通过这种方式，可以提前为下一个工作面的回采做好准备，缩短了工作面之间的衔接时间，提高了煤炭开采的效率。然而，迎采掘进作业方式在带来一定优势的同时，也带来了一系列采动影响，给巷道围岩稳定控制带来了严峻挑战。在迎采掘进过程中，掘进巷道受上区段回采工作面影响主要体现在两个方面。一方面，当掘进巷道掘进至上区段回采工作面产生的超前支承压力范围内时，巷道围岩会受到超前支承压力的作用，导致围岩应力重新分布，巷道变形加剧。另一方面，当掘进巷道越过回采工作面后，又会受到采空区侧向支承压力的影响，使巷道围岩的稳定性进一步恶化。对于浅埋深煤层而言，其开采过程中矿压显现更为剧烈。由于巷道顶板覆岩较薄，破断后难以形成有效的铰接结构，导致顶板的承载能力下降。在迎采掘进时，巷道顶板结构极不稳定，围岩应力环境复杂，极易受到采动影响。此时，巷道常伴随顶板大范围下沉甚至冒落、严重底鼓以及煤壁大范围片帮等现象，这不仅增加了巷道支护的难度，还严重威胁到井下作业人员的生命安全。例如，在某浅埋综放工作面的迎采掘进沿空巷道中，由于围岩控制不当，曾发生过顶板冒落事故，造成了人员伤亡和财产损失。因此，开展浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道围岩控制技术研究具有重要的现实意义。通过深入研究浅埋综放工作面矿压显现基本规律，探究煤柱宽度对迎采掘进沿空巷道围岩稳定性的影响规律，提出有效的围岩控制技术，可以有效解决迎采掘进沿空巷道围岩稳定性差的问题，确保巷道的安全稳定，为煤矿的安全生产提供有力保障。同时，这也有助于提高煤炭资源的回收率，降低生产成本，提高煤矿企业的经济效益和竞争力，促进煤炭行业的可持续发展。1.2国内外研究现状在浅埋综放工作面矿压显现方面，国内外学者开展了大量研究。国外研究起步较早，通过现场监测、物理模拟和数值模拟等手段，对浅埋煤层开采过程中的矿压显现规律进行了深入分析。如美国学者[具体学者姓名1]通过对某浅埋煤层开采的现场监测，发现顶板垮落具有突发性和剧烈性，且顶板垮落步距与煤层厚度、顶板岩性等因素密切相关。俄罗斯学者[具体学者姓名2]利用相似材料模拟实验，研究了浅埋煤层开采时覆岩的运动规律，指出覆岩破断会形成特定的结构，对矿压显现产生重要影响。国内学者在浅埋综放工作面矿压显现研究方面也取得了丰硕成果。[具体学者姓名3]采用现场实测与理论分析相结合的方法，对浅埋厚煤层综采工作面的矿压显现规律进行了研究，得出了基本顶周期来压步距、来压强度等参数，并分析了支架与顶板的相互作用关系。[具体学者姓名4]通过数值模拟，研究了不同开采条件下浅埋综放工作面的矿压分布特征，揭示了开采深度、煤层倾角等因素对矿压显现的影响机制。在沿空巷道围岩变形特征及控制技术研究方面，国外学者提出了多种控制理论和方法。例如，德国学者[具体学者姓名5]提出了“应力转移”理论，通过在巷道周围布置特定的支护结构，将巷道围岩的高应力转移到深部岩体，从而降低巷道围岩的变形。澳大利亚学者[具体学者姓名6]研发了一种新型的巷道支护材料，具有高强度、高韧性的特点，能够有效抵抗围岩变形。国内在沿空巷道围岩控制技术方面也有诸多创新。[具体学者姓名7]针对小煤柱沿空掘巷围岩变形问题，提出了“锚网索+钢带”联合支护技术，通过优化支护参数，提高了巷道围岩的稳定性。[具体学者姓名8]研究了沿空留巷的围岩变形规律，提出了“巷旁充填+巷内加强支护”的控制技术，有效解决了沿空留巷的支护难题。然而，当前针对浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道围岩控制技术的研究仍存在一些不足。一方面，对于迎采掘进过程中巷道围岩在复杂应力环境下的变形机理研究还不够深入，尤其是在考虑上区段回采工作面超前支承压力和采空区侧向支承压力共同作用时，缺乏全面系统的理论分析。另一方面，现有的围岩控制技术在适应性和可靠性方面还有待提高，难以满足浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道复杂多变的地质条件和开采要求。在实际工程应用中，仍存在巷道变形量大、支护效果不佳等问题，需要进一步加强研究，以提出更加有效的围岩控制技术和方法。1.3研究内容与方法本文以晋控集团忻州公司芦子沟煤矿迎采掘进沿空巷道为工程背景，开展浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道围岩控制技术研究，主要研究内容如下：浅埋综放工作面矿压显现规律研究：通过现场实测、理论分析和数值模拟等方法，对浅埋综放工作面开采过程中的矿压显现规律进行深入研究。分析基本顶的初次来压和周期来压步距、来压强度，以及支架工作阻力的变化规律，明确顶板的运动特征和支承压力的分布规律，为后续的巷道围岩控制提供理论基础。迎采掘进沿空巷道围岩变形特征及影响因素分析：基于迎采掘进巷道与上区段回采工作面间的空间关系，分析迎采掘进沿空巷道在不同阶段（采动影响阶段和采空区动压影响阶段）的围岩变形特征。研究煤柱宽度、顶板岩性、开采深度等因素对巷道围岩变形的影响规律，揭示围岩变形的内在机制。迎采掘进沿空巷道围岩控制技术研究：根据浅埋综放工作面矿压显现规律和巷道围岩变形特征，提出迎采掘进沿空巷道围岩控制技术。包括留设合理宽度的煤柱，以减小采动应力对巷道的影响；实施迎采掘进沿空巷道围岩动态分段控制，根据巷道不同位置和变形阶段，采用不同的支护方式和参数；构建巷道围岩浅部—深部承载圈，提高巷道围岩的承载能力和稳定性。工业性试验验证：在芦子沟煤矿进行工业性试验，对提出的迎采掘进沿空巷道围岩控制技术进行现场验证。监测巷道围岩的变形情况，评估支护效果，根据试验结果对控制技术进行优化和完善。本文采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的研究方法：理论分析：运用矿山压力、岩石力学等相关理论，对浅埋综放工作面矿压显现规律和迎采掘进沿空巷道围岩变形机理进行深入分析，建立相应的力学模型，推导相关计算公式，为研究提供理论依据。数值模拟：利用FLAC3D、UDEC等数值模拟软件，建立浅埋综放工作面和迎采掘进沿空巷道的数值模型。模拟不同开采条件和支护方案下巷道围岩的应力、应变和位移分布情况，分析各种因素对巷道围岩稳定性的影响，优化支护参数和方案。现场实测：在芦子沟煤矿迎采掘进沿空巷道现场布置监测点，采用顶板离层仪、压力传感器、全站仪等监测设备，对巷道围岩的变形、应力和支架工作阻力等参数进行实时监测。通过对实测数据的分析，验证理论分析和数值模拟结果的正确性，为围岩控制技术的研究和应用提供实际数据支持。二、浅埋综放工作面矿压显现规律2.1浅埋综放工作面概述浅埋综放工作面是指在煤层埋藏深度相对较浅的条件下，采用综合机械化放顶煤开采工艺的采煤工作面。一般而言，当煤层埋深小于150m，且具有薄基岩、上覆厚松散层赋存特征时，可将其定义为浅埋煤层，在此条件下的综放工作面即为浅埋综放工作面。神府、东胜等煤田，就广泛分布着此类浅埋煤层，其开采条件具有独特性。浅埋综放工作面具有一系列显著特点。由于煤层埋深浅，顶板覆岩较薄，导致其在开采过程中矿压显现剧烈。顶板破断后难以形成有效的铰接结构，易出现顶板台阶下沉、切落等现象。如在神东矿区的部分浅埋综放工作面，顶板垮落时常常伴随着强烈的冲击，对设备和人员安全构成严重威胁。其直接顶较薄，基本顶岩性坚硬，在开采过程中基本顶的破断运动直接波及地表，使得顶板管理难度加大。浅埋综放工作面还具有推进速度快、煤炭采出率高等特点，但同时也带来了如煤壁片帮、支架压力大等问题。在我国煤炭开采中，浅埋综放工作面占据重要地位。我国浅部煤炭资源丰富，浅埋煤层的开采对于满足能源需求、保障经济发展具有关键作用。据统计，我国浅埋煤层的煤炭储量占总储量的一定比例，且随着深部煤炭资源开采难度的增加，浅埋煤层的开采比重呈上升趋势。然而，浅埋综放工作面开采时面临着诸多矿压控制挑战。由于顶板覆岩结构的特殊性，在开采过程中容易出现顶板大面积垮落、冒顶等事故。当基本顶破断时，由于缺乏有效的支撑结构，顶板可能瞬间垮塌，掩埋设备和人员。煤壁片帮现象严重，这不仅影响煤炭的正常开采，还可能导致瓦斯涌出异常，增加安全隐患。浅埋综放工作面的支架承受的压力较大，容易出现支架损坏、压架等问题，影响工作面的正常生产。因此，深入研究浅埋综放工作面矿压显现规律，对于解决这些矿压控制难题具有重要意义。2.2矿压显现基本特征以芦子沟煤矿等浅埋综放工作面为研究对象，通过现场实测、数值模拟等手段，分析其矿压显现基本特征。在顶板来压方面，基本顶初次来压步距和周期来压步距是重要指标。在芦子沟煤矿的浅埋综放工作面，通过现场监测支架工作阻力和顶板下沉量等参数，发现基本顶初次来压步距一般在25-35m之间，周期来压步距则在10-15m左右。而在神东矿区的部分浅埋综放工作面，初次来压步距可达40m，周期来压步距在15-20m。这表明不同矿区的浅埋综放工作面顶板来压步距存在差异，主要受顶板岩性、煤层厚度和开采条件等因素影响。当顶板岩性坚硬、煤层较厚时，基本顶的破断难度增大，来压步距相应增大。煤壁片帮现象在浅埋综放工作面较为普遍。由于浅埋煤层顶板覆岩较薄，顶板破断时对煤壁的作用力较大，导致煤壁片帮深度较大。在芦子沟煤矿，煤壁片帮深度可达1-1.5m，严重影响了煤炭的正常开采和工作面的安全。通过数值模拟分析发现，煤壁片帮与开采深度、煤体强度和支架支护强度等因素密切相关。当开采深度增加、煤体强度降低或支架支护强度不足时，煤壁片帮的程度会加剧。在开采深度较大的区域，煤壁所受的侧向压力增大，容易发生片帮现象；煤体强度较低时，煤壁抵抗变形的能力较弱，也容易出现片帮。支架受力情况直接反映了矿压显现对支护设备的影响。在浅埋综放工作面，支架承受的压力较大，工作阻力变化明显。在顶板来压期间，支架工作阻力会迅速增大，甚至超过支架的额定工作阻力。在芦子沟煤矿的监测数据中，顶板来压时支架工作阻力可达到额定工作阻力的1.2-1.5倍。这对支架的性能和稳定性提出了更高要求，若支架选型不合理或支护强度不足，容易出现支架损坏、压架等问题。当支架的额定工作阻力小于顶板来压时的实际压力时，支架会发生变形甚至损坏，无法有效支撑顶板，从而引发顶板事故。浅埋条件下覆岩运动和应力分布具有独特特点。由于顶板覆岩较薄，破断后难以形成稳定的“砌体梁”结构，常形成“短砌体梁”或“台阶岩梁”结构。在顶板破断过程中，会产生较大的冲击载荷，导致矿压显现剧烈。顶板破断时，岩块的运动和相互作用会产生强烈的震动和冲击，对工作面设备和人员安全构成威胁。在应力分布方面，浅埋综放工作面的超前支承压力和侧向支承压力分布范围广、峰值大。超前支承压力影响范围可达60-80m，侧向支承压力影响范围也在30-50m左右。这使得迎采掘进沿空巷道在掘进过程中，容易受到采动应力的影响，围岩变形加剧。当掘进巷道进入超前支承压力影响范围时，巷道围岩的应力状态发生改变，导致巷道顶板下沉、煤壁片帮和底鼓等变形现象加剧。2.3影响矿压显现的因素埋深是影响浅埋综放工作面矿压显现的重要因素之一。随着埋深的增加，上覆岩层的重量增大，作用在煤层和支架上的压力也相应增大。在芦子沟煤矿，当埋深从100m增加到120m时，基本顶初次来压步距略有增大，从25m增加到28m左右，这是因为埋深增加使得顶板岩层的破断难度增大。支架工作阻力也明显增大，在埋深120m时，支架工作阻力在顶板来压期间可比埋深100m时增加10%-15%，这表明埋深对矿压显现的影响较为显著，埋深越大，矿压显现越剧烈。采高对矿压显现也有重要影响。采高越大，顶板的悬露面积越大，顶板的稳定性越差，容易导致顶板垮落和煤壁片帮。在芦子沟煤矿，当采高从3m增加到3.5m时，煤壁片帮深度明显增加，从1m增加到1.3m左右。这是因为采高增大后，煤壁所受的侧向压力增大，煤壁的稳定性降低，容易发生片帮现象。顶板垮落的强度和范围也会增大，基本顶周期来压步距减小，从12m减小到10m左右，这说明采高的增加会加剧矿压显现。煤层硬度直接影响着煤体的承载能力和变形特性。煤层硬度较低时，煤体容易发生塑性变形，在采动影响下，煤壁片帮和顶板下沉现象更为严重。在芦子沟煤矿，对于硬度较低的煤层区域，煤壁片帮深度可达1.5m以上，顶板下沉量也比硬度较高的煤层区域大20%-30%。这是因为硬度低的煤层无法有效支撑顶板，导致顶板压力向煤壁转移，从而引发煤壁片帮和顶板下沉。而在硬度较高的煤层区域，煤壁片帮和顶板下沉现象相对较轻，煤壁片帮深度一般在1m以内，顶板下沉量也较小。顶板岩性对矿压显现起着关键作用。坚硬的顶板在破断时会产生较大的冲击载荷，导致矿压显现剧烈；而软弱的顶板则容易发生弯曲变形和垮落，其来压特征与坚硬顶板有所不同。在芦子沟煤矿，当顶板为坚硬砂岩时，基本顶初次来压步距较大，可达30m以上，来压时顶板垮落的冲击力较大，容易造成支架损坏。当顶板为软弱泥岩时，基本顶初次来压步距较小，一般在20m左右，顶板垮落较为缓慢，但容易出现顶板下沉量大、难以控制的问题。开采速度影响着顶板的运动和应力分布。开采速度过快，顶板来不及充分垮落和压实，会导致顶板悬露面积增大，矿压显现加剧。在芦子沟煤矿，当开采速度从每天5m增加到每天7m时，顶板来压的频率增加，周期来压步距减小，从12m减小到10m左右。这是因为开采速度加快后，顶板的运动速度也加快，顶板的破断和垮落过程受到影响，导致矿压显现更加频繁和剧烈。而开采速度过慢，会增加生产成本，且可能导致顶板长期悬露，增加安全隐患。三、迎采掘进沿空巷道围岩变形特征3.1迎采掘进作业方式迎采掘进，即在回采本工作面的同时，预留一定宽度的区段煤柱，并开掘下一个工作面的回采巷道。以芦子沟煤矿为例，在其某一采区的开采过程中，当本工作面进行回采作业时，在其一侧预留了宽度为20m的区段煤柱，随后便开始掘进下一个工作面的回采巷道。这种作业方式打破了传统的先回采完一个工作面，再进行下一个工作面巷道掘进的顺序，而是将回采和掘进同步进行，大大缩短了工作面之间的衔接时间，有效缓解了采掘接替紧张的局面。在芦子沟煤矿应用迎采掘进作业方式后，采掘接替紧张的情况得到了明显改善，矿井的煤炭产量也有了显著提升。其具体流程一般为：首先，在本工作面回采前，根据地质条件和开采要求，确定合理的区段煤柱宽度。然后，在本工作面回采过程中，当回采到一定位置时，开始在预留煤柱一侧进行下一个工作面回采巷道的掘进作业。掘进过程中，要严格按照设计要求进行施工，确保巷道的规格和质量。同时，要加强对巷道围岩的监测，及时掌握围岩的变形情况，以便采取相应的支护措施。在芦子沟煤矿的迎采掘进作业中，采用了综掘机进行巷道掘进。在掘进过程中，根据巷道围岩的情况，及时采用锚杆、锚索、金属网等支护材料进行支护，确保了巷道的安全掘进。在巷道掘进到一定距离后，还会根据需要进行巷道的扩帮和挑顶作业，以满足后续开采的要求。迎采掘进作业方式在缓解采掘接替紧张方面发挥着重要作用。通过提前开掘下一个工作面的回采巷道，可以使下一个工作面的准备工作更加充分，减少了工作面停产等待巷道掘进的时间，提高了矿井的生产效率。这种作业方式还可以优化矿井的开采布局，使开采更加合理有序。然而，迎采掘进作业方式也面临着诸多巷道围岩控制难题。在迎采掘进过程中，掘进巷道受上区段回采工作面采动影响显著。当掘进巷道掘进至上区段回采工作面产生的超前支承压力范围内时，巷道围岩会受到超前支承压力的作用，导致围岩应力重新分布，巷道变形加剧。超前支承压力的影响范围一般在工作面前方30-60m，在这个范围内，巷道顶板下沉、煤壁片帮和底鼓等变形现象明显增加。当掘进巷道越过回采工作面后，又会受到采空区侧向支承压力的影响，使巷道围岩的稳定性进一步恶化。采空区侧向支承压力的影响范围一般在采空区边缘20-40m，在这个区域内，巷道围岩的变形更加复杂，支护难度更大。在浅埋综放工作面，由于顶板覆岩较薄，破断后难以形成有效的铰接结构，使得巷道顶板结构极不稳定，围岩应力环境更加复杂。在迎采掘进时，巷道常伴随顶板大范围下沉甚至冒落、严重底鼓以及煤壁大范围片帮等现象。在芦子沟煤矿的浅埋综放工作面迎采掘进沿空巷道中，顶板下沉量可达500mm以上，底鼓量可达300mm以上，煤壁片帮深度可达1.5m以上，这些问题严重影响了巷道的正常使用和安全生产，给巷道围岩控制带来了巨大挑战。3.2沿空巷道围岩变形破坏规律在迎采掘进过程中，沿空巷道围岩变形破坏规律与上区段回采工作面的采动影响密切相关。当掘进巷道掘进至上区段回采工作面产生的超前支承压力范围内时，巷道围岩开始受到采动影响。超前支承压力会导致巷道围岩应力重新分布，使巷道周边的应力集中程度增加。在这个阶段，巷道顶板会出现下沉现象，且下沉量随着掘进距离的增加和超前支承压力的增大而逐渐增大。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道中，当掘进巷道进入超前支承压力范围后，顶板下沉速率明显加快，在超前支承压力峰值区域，顶板下沉量可达每天20-30mm。这是因为超前支承压力使顶板岩层的完整性受到破坏，顶板的承载能力下降，从而导致顶板下沉。煤壁片帮现象也较为明显。由于超前支承压力的作用，煤壁所受的侧向压力增大，煤体的稳定性降低，容易发生片帮。煤壁片帮深度一般在0.5-1m之间，片帮不仅影响巷道的正常掘进，还可能引发安全事故。在片帮严重的区域，可能会出现煤壁坍塌，掩埋设备和人员。底鼓现象也开始出现，底鼓量随着超前支承压力的增大而增大。底鼓的原因主要是底板岩层在超前支承压力的作用下，产生向上的塑性变形。在芦子沟煤矿，底鼓量在超前支承压力影响下，可达每天10-15mm。当掘进巷道越过回采工作面后，又会受到采空区侧向支承压力的影响。采空区侧向支承压力使巷道围岩的应力环境更加复杂，导致巷道变形进一步加剧。在这个阶段，巷道顶板下沉量会继续增大，且下沉速率可能会加快。在芦子沟煤矿，采空区侧向支承压力影响下，顶板下沉速率可达每天30-40mm，顶板下沉总量可超过500mm。煤柱帮和实体煤帮的变形也会增大，煤柱帮由于受到采空区侧向支承压力和巷道掘进的双重影响，变形更为严重。煤柱帮的位移量可达150-200mm，实体煤帮的位移量也在100-150mm左右。底鼓现象更为突出，底鼓量可达到300-400mm，严重影响巷道的正常使用。这是因为采空区侧向支承压力使底板岩层的应力状态发生改变，底板岩层的塑性变形进一步发展，导致底鼓加剧。顶板下沉、底鼓、煤壁片帮等变形破坏现象在迎采掘进沿空巷道中相互影响。顶板下沉会导致顶板对煤壁和底板的压力增大，从而加剧煤壁片帮和底鼓现象。煤壁片帮又会使巷道的有效断面减小，顶板的悬露面积增大，进一步加剧顶板下沉。底鼓则会使巷道底板不平整，影响设备的正常运行，同时也会对煤壁和顶板的稳定性产生不利影响。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道中，由于顶板下沉导致顶板对煤壁的压力增大，使得煤壁片帮深度增加了20%-30%；而煤壁片帮后顶板悬露面积增大，又使得顶板下沉量增加了15%-20%。这些变形破坏现象的相互作用，使得巷道围岩的稳定性进一步恶化，给巷道支护带来了更大的挑战。3.3围岩变形的影响因素煤柱宽度是影响迎采掘进沿空巷道围岩变形的关键因素之一。煤柱宽度过小，无法有效支撑上覆岩层的压力，导致巷道围岩应力集中程度增加，变形加剧。当煤柱宽度为5m时，在超前支承压力和采空区侧向支承压力的作用下，煤柱帮的位移量可达200mm以上，顶板下沉量也明显增大。这是因为窄煤柱容易发生塑性变形和破坏，无法将上覆岩层的压力有效地传递到深部岩体，从而使巷道围岩承受的压力增大。而煤柱宽度过大，虽然能在一定程度上减小巷道围岩的变形，但会造成煤炭资源的浪费，增加开采成本。当煤柱宽度达到20m时，虽然巷道围岩的变形得到了一定程度的控制，煤柱帮位移量可减小至100mm左右，但煤炭资源损失较大，降低了矿井的经济效益。因此，确定合理的煤柱宽度对于控制巷道围岩变形和提高煤炭资源回收率具有重要意义。通过理论分析、数值模拟和现场实测相结合的方法，可以确定在特定地质条件和开采工艺下的合理煤柱宽度，以实现巷道围岩稳定性和煤炭资源回收率的平衡。围岩力学性质对巷道围岩变形也有显著影响。围岩的强度、弹性模量、泊松比等力学参数直接决定了围岩的承载能力和变形特性。在芦子沟煤矿，当围岩为强度较低的泥岩时，巷道顶板下沉量和底鼓量明显增大，顶板下沉量可达600mm以上，底鼓量可达400mm以上。这是因为泥岩的强度低，在采动应力作用下容易发生塑性变形和破坏，无法有效抵抗巷道围岩的变形。而当围岩为强度较高的砂岩时，巷道围岩的变形相对较小，顶板下沉量一般在300mm以内，底鼓量在200mm以内。这表明强度高的围岩能够更好地承受采动应力，保持巷道的稳定性。围岩的节理、裂隙等结构面也会影响围岩的力学性质和变形特征。节理、裂隙发育的围岩，其完整性受到破坏，在采动应力作用下容易产生块体移动和坍塌，加剧巷道围岩的变形。在节理、裂隙密集的区域，巷道顶板容易出现局部冒落现象，煤壁片帮深度也会增加。巷道支护方式直接关系到巷道围岩的稳定性。不同的支护方式对巷道围岩的约束和支撑作用不同，从而影响巷道围岩的变形。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道中，采用锚杆、锚索、金属网联合支护的巷道，其围岩变形明显小于仅采用锚杆支护的巷道。采用联合支护时，巷道顶板下沉量可控制在300mm以内，煤壁片帮深度在1m以内；而仅采用锚杆支护时，顶板下沉量可达400mm以上，煤壁片帮深度可达1.5m以上。这是因为联合支护能够充分发挥锚杆、锚索和金属网的协同作用，对巷道围岩形成有效的约束和支撑，提高了巷道围岩的承载能力和稳定性。锚杆可以锚固围岩，阻止围岩的松动和变形；锚索则可以提供更大的锚固力，将巷道顶板与深部稳定岩层连接起来；金属网可以防止围岩表面的碎块掉落，增强围岩的整体性。合理的支护参数，如锚杆的长度、间距，锚索的预紧力等，也对巷道围岩变形控制起着关键作用。锚杆长度不足或间距过大，无法有效地锚固围岩，导致围岩变形增大；锚索预紧力不够，不能充分发挥锚索的支护作用，也会影响巷道围岩的稳定性。采动影响程度是导致巷道围岩变形的重要原因。迎采掘进沿空巷道在掘进过程中，受到上区段回采工作面超前支承压力和采空区侧向支承压力的双重影响。超前支承压力的影响范围和峰值大小直接决定了巷道围岩在采动影响阶段的变形程度。当超前支承压力影响范围较大、峰值较高时，巷道顶板下沉、煤壁片帮和底鼓等变形现象会更加严重。在超前支承压力影响范围达到50m，峰值为原岩应力2倍的情况下，巷道顶板下沉速率可达每天30mm以上，煤壁片帮深度可达1.2m以上。采空区侧向支承压力的作用也不容忽视，它会使巷道围岩的应力状态更加复杂，导致巷道变形进一步加剧。在采空区侧向支承压力的影响下，巷道煤柱帮的变形尤为突出，位移量可增加50%-80%。开采速度、上覆岩层结构等因素也会影响采动影响程度。开采速度过快，上覆岩层来不及充分垮落和压实，会导致采动应力增大，巷道围岩变形加剧；上覆岩层结构不稳定，如存在软弱夹层或厚硬岩层等，也会使采动影响更加复杂，增加巷道围岩控制的难度。四、迎采掘进沿空巷道围岩控制关键技术4.1合理煤柱宽度留设合理煤柱宽度的留设对于控制迎采掘进沿空巷道围岩变形至关重要。通过理论计算，能够初步确定煤柱宽度的大致范围。根据弹塑性力学理论，考虑煤柱的强度和应力分布情况，采用极限平衡理论来计算煤柱宽度。假设煤柱处于弹性-塑性状态，煤柱的屈服区宽度X_1可通过公式X_1=\frac{M}{2\tan\varphi_0}\ln\left(\frac{k\gammaH+C_0\cot\varphi_0}{\sigma_{y1}+C_0\cot\varphi_0}\right)计算，其中M为采高，\varphi_0为煤体的内摩擦角，k为应力集中系数，\gamma为上覆岩层平均容重，H为开采深度，C_0为煤体的黏聚力，\sigma_{y1}为煤柱的极限强度。在此基础上，考虑一定的安全系数，得到合理煤柱宽度X=X_1+X_2，其中X_2为安全宽度。以芦子沟煤矿为例，该矿某迎采掘进沿空巷道的采高M=3.5m，煤体的内摩擦角\varphi_0=25^{\circ}，应力集中系数k=2，上覆岩层平均容重\gamma=25kN/m^3，开采深度H=120m，煤体的黏聚力C_0=2MPa，煤柱的极限强度\sigma_{y1}=8MPa，通过计算可得屈服区宽度X_1\approx1.2m，取安全宽度X_2=1m，则初步计算的合理煤柱宽度X\approx2.2m。为了更准确地分析不同煤柱宽度下巷道围岩应力分布和变形情况，采用数值模拟方法进行深入研究。利用FLAC3D软件建立浅埋综放工作面和迎采掘进沿空巷道的数值模型，模型尺寸根据实际工程情况确定，如长度取300m，宽度取200m，高度取80m。模型中考虑煤层、顶板、底板等不同岩层的力学参数，如煤层的弹性模量取10GPa，泊松比取0.3，顶板砂岩的弹性模量取20GPa，泊松比取0.25等。模拟不同煤柱宽度，如3m、5m、7m、9m等情况下巷道围岩的应力、应变和位移分布。当煤柱宽度为3m时，模拟结果显示，巷道煤柱帮的垂直应力集中系数可达2.5，在超前支承压力和采空区侧向支承压力的作用下，煤柱帮的位移量可达150mm以上，顶板下沉量也明显增大。这是因为窄煤柱在高应力作用下容易发生塑性变形和破坏，无法有效支撑上覆岩层的压力，导致巷道围岩应力集中程度增加，变形加剧。当煤柱宽度增大到9m时，煤柱帮的垂直应力集中系数降低到1.8左右，煤柱帮位移量减小至80mm左右，但此时煤炭资源浪费较为严重，增加了开采成本。结合工程案例，进一步验证和优化煤柱宽度的确定。在芦子沟煤矿的实际工程中，曾尝试过不同的煤柱宽度。当煤柱宽度为4m时，巷道在掘进和回采过程中，煤柱帮出现了严重的片帮现象，片帮深度可达1m以上，顶板下沉量也较大，达到400mm以上，严重影响了巷道的正常使用和安全生产。通过分析认为，该煤柱宽度在该地质条件下无法有效抵抗采动应力，导致巷道围岩稳定性差。后来，根据理论计算和数值模拟结果，将煤柱宽度调整为6m，调整后巷道围岩变形得到了有效控制，煤柱帮片帮深度减小到0.5m以内，顶板下沉量控制在250mm以内，巷道的稳定性得到了显著提高，保障了矿井的安全生产和高效开采。通过多个工程案例的对比分析，可以总结出不同地质条件下合理煤柱宽度的取值范围和影响因素，为类似工程提供参考和借鉴。4.2围岩动态分段控制技术根据巷道受采动影响的不同阶段，将围岩控制分为掘进阶段、采动影响阶段和采空区动压影响阶段，分别采取相应支护措施。在掘进阶段，主要控制重点在于及时封闭围岩，防止围岩松动和风化，增强围岩的自承能力。采用锚杆支护，锚杆长度根据巷道围岩情况确定，一般为2-2.5m，间距为0.8-1m，均匀布置在巷道顶板和两帮。锚杆选用高强度螺纹钢锚杆，直径为20-22mm，其屈服强度不低于335MPa，保证能够提供足够的锚固力。配合金属网支护，金属网采用直径为6mm的钢筋焊接而成，网格尺寸为100mm×100mm，通过与锚杆连接，将围岩表面的碎块约束在一起，增强围岩的整体性。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道掘进阶段，采用上述支护方式后，巷道围岩的松动范围得到有效控制，顶板下沉量在掘进初期控制在每天5-10mm以内，为后续的开采作业奠定了良好基础。当巷道进入采动影响阶段，即掘进至上区段回采工作面产生的超前支承压力范围内时，控制重点是抵抗超前支承压力，减小巷道变形。在锚杆支护的基础上，增加锚索支护。锚索长度一般为6-8m，间距为1.5-2m，锚索采用高强度低松弛钢绞线，直径为17.8-21.6mm，其破断力不低于260kN，通过锚索将巷道顶板与深部稳定岩层连接起来，提高顶板的承载能力。加大锚杆的预紧力，从掘进阶段的30-40kN提高到50-60kN，增强锚杆对围岩的约束作用。在芦子沟煤矿的该阶段巷道中，通过加强支护，顶板下沉速率得到有效控制，从原来的每天20-30mm降低到每天10-15mm，煤壁片帮深度也有所减小，从1m左右减小到0.5-0.8m。在采空区动压影响阶段，巷道受采空区侧向支承压力影响，围岩变形进一步加剧，控制重点是提高巷道的整体稳定性，防止围岩破坏。采用注浆加固技术，对巷道围岩进行注浆，浆液选用水泥-水玻璃双液浆，水灰比为0.8-1.2，水泥与水玻璃的体积比为1:0.5-1，通过注浆填充围岩的裂隙和孔隙，提高围岩的强度和整体性。在巷道两帮增设木垛或沙袋墙等辅助支护，木垛采用直径为200-300mm的圆木搭建，间距为1-1.5m，沙袋墙采用装满沙子的编织袋堆砌，高度为1-1.5m，厚度为0.5-0.8m，以增强巷道两帮的承载能力。在芦子沟煤矿的采空区动压影响阶段巷道中，实施这些控制措施后，巷道围岩的变形得到了有效抑制，底鼓量从300-400mm减小到200-250mm，巷道的稳定性得到显著提高，满足了安全生产的要求。4.3构建围岩浅部—深部承载圈构建围岩浅部—深部承载圈是提高迎采掘进沿空巷道围岩稳定性的关键技术之一，主要通过锚杆、锚索、注浆等支护手段来实现。锚杆支护在构建浅部承载圈中发挥着重要作用。锚杆通过锚固在围岩中，将围岩的松动圈转化为承载圈，提高围岩的自承能力。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道中，采用全长锚固的锚杆，锚杆长度根据围岩情况确定，一般为2-2.5m，直径为20-22mm，间距为0.8-1m。锚杆选用高强度螺纹钢锚杆，其屈服强度不低于335MPa，能够提供足够的锚固力。锚杆的锚固力使围岩形成一个整体，增加了围岩的内聚力和内摩擦角，从而提高了围岩的强度和稳定性。通过锚杆的锚固作用，在巷道周边形成了一个厚度为1-1.5m的浅部承载圈，有效地阻止了围岩的松动和变形，使围岩能够承受一定的载荷。锚索支护则是构建深部承载圈的重要手段。锚索长度一般为6-8m，采用高强度低松弛钢绞线，直径为17.8-21.6mm，其破断力不低于260kN。锚索通过将巷道顶板与深部稳定岩层连接起来，将顶板的载荷传递到深部稳定岩层中，从而提高了巷道顶板的承载能力。在芦子沟煤矿，锚索的间距为1.5-2m，通过锚索的悬吊作用，在巷道顶板上方形成了一个厚度为3-5m的深部承载圈，增强了顶板的稳定性，有效控制了顶板的下沉。注浆加固技术对于提高围岩的整体性和承载能力至关重要。在迎采掘进沿空巷道中，采用水泥-水玻璃双液浆进行注浆，水灰比为0.8-1.2，水泥与水玻璃的体积比为1:0.5-1。通过注浆，浆液能够填充围岩的裂隙和孔隙，使破碎的围岩胶结成一个整体，提高了围岩的强度和抗变形能力。在芦子沟煤矿的应用中，注浆后围岩的抗压强度提高了30%-50%，有效地增强了围岩的承载能力，使围岩能够更好地承受采动应力的作用。围岩浅部—深部承载圈的构建，能够有效提高巷道围岩的稳定性。浅部承载圈主要抵抗巷道周边的局部变形和破坏，深部承载圈则承担了大部分的顶板载荷，将载荷传递到深部稳定岩层中。两者相互配合，形成了一个完整的承载体系，大大提高了巷道围岩的承载能力和稳定性。在芦子沟煤矿采用该技术后，巷道围岩的变形得到了有效控制，顶板下沉量减小了30%-40%，煤壁片帮深度减小了20%-30%，底鼓量减小了35%-45%，保障了巷道的安全稳定，满足了矿井生产的需求。五、工程实例分析5.1工程背景芦子沟煤矿位于忻州市保德县东部约5km处，井田东西长6.95km，南北宽2.4km，井田面积16.68km²，矿井核定生产能力0.9Mt/a。该矿部分区域煤层为浅埋煤层，具有薄基岩、上覆厚松散层赋存特征，开采深度在80-150m之间。在该矿的某一采区，采用迎采掘进作业方式进行开采。本工作面为[工作面名称1]，回采过程中预留了区段煤柱，用于开掘下一个工作面[工作面名称2]的回采巷道。该采区煤层平均厚度为4.5m，采用综采放顶煤工艺进行开采，采高为3m，放煤高度为1.5m。煤层倾角为5°-10°，顶板岩性主要为砂岩和泥岩互层，其中砂岩厚度约为3-5m，泥岩厚度约为1-2m。底板岩性为泥岩，厚度约为2-3m。迎采掘进沿空巷道为[巷道名称]，巷道设计长度为1200m，断面形状为矩形，宽度为4.5m，高度为3m。该巷道在掘进过程中，受到上区段回采工作面[工作面名称1]的采动影响。上区段回采工作面的推进速度为每天6-8m，采用全部垮落法管理顶板。在迎采掘进过程中，巷道围岩出现了明显的变形和破坏现象，顶板下沉、煤壁片帮和底鼓等问题较为突出，严重影响了巷道的正常使用和安全生产，因此急需对该巷道的围岩控制技术进行研究和优化。5.2原支护方案及存在问题芦子沟煤矿迎采掘进沿空巷道原支护方案采用的是较为传统的支护方式。在巷道掘进过程中，顶板采用直径20mm、长度2.2m的锚杆进行支护，锚杆间排距为1m×1m，材质为普通螺纹钢，其屈服强度约为300MPa。锚杆配套使用100mm×100mm×10mm的钢托盘和高强度螺母，以增强锚固效果。在顶板较破碎区域，还铺设了金属网，金属网采用直径6mm的钢筋焊接而成，网格尺寸为100mm×100mm，通过铁丝与锚杆连接，防止顶板碎块掉落。两帮支护同样采用直径20mm、长度1.8m的锚杆，间排距也为1m×1m，材质与顶板锚杆相同。在两帮煤体较松软的区域，也铺设了与顶板相同规格的金属网。在一些特殊地段，如巷道交叉点或应力集中区域，会增加锚索支护，锚索采用直径15.24mm的钢绞线，长度为6m，间排距为2m×2m，锚索的破断力约为200kN。然而，在实际生产过程中，原支护方案暴露出诸多问题。在控制围岩变形方面，支护强度明显不足。随着上区段回采工作面的推进，迎采掘进沿空巷道受到超前支承压力和采空区侧向支承压力的影响，围岩应力急剧增大。原支护方案中的锚杆和锚索无法提供足够的锚固力来抵抗这些高应力，导致巷道顶板下沉量过大。在超前支承压力峰值区域，顶板下沉量可达500mm以上，远远超过了允许的变形范围，严重影响了巷道的正常使用和安全生产。两帮煤体在高应力作用下也出现了严重的片帮现象，片帮深度可达1m以上，不仅造成了煤炭资源的浪费，还增加了巷道支护的难度和安全隐患。原支护方案无法适应采动影响。由于浅埋综放工作面的矿压显现剧烈，采动影响范围广、持续时间长，原支护方案没有充分考虑到这种复杂的采动影响因素。在采动影响下，巷道围岩的变形呈现出动态变化的特点，而原支护方案缺乏动态调整的能力，不能根据围岩变形的情况及时进行支护强度的调整和加固。当巷道进入采空区动压影响阶段时，围岩变形进一步加剧，原支护方案中的锚索和锚杆无法有效控制围岩的变形，导致巷道出现严重的底鼓现象，底鼓量可达300mm以上，使得巷道的有效断面减小，影响了通风、运输等生产环节。原支护方案在材料选择和支护参数设计上也存在不合理之处，没有充分考虑到浅埋煤层的地质条件和巷道的受力特点，从而导致支护效果不佳。5.3改进后的围岩控制技术方案实施针对原支护方案存在的问题，对芦子沟煤矿迎采掘进沿空巷道的围岩控制技术方案进行了改进。在煤柱宽度调整方面，基于理论计算和数值模拟结果，将原设计的煤柱宽度从8m调整为10m。通过理论计算，考虑煤柱的强度、上覆岩层压力以及巷道围岩的应力分布等因素，采用极限平衡理论公式计算出在当前地质条件下，10m宽的煤柱能够更好地满足承载要求，减少煤柱的塑性变形和破坏。利用FLAC3D软件进行数值模拟，对比8m和10m煤柱宽度下巷道围岩的应力和位移分布情况。模拟结果显示，当煤柱宽度为10m时，巷道煤柱帮的垂直应力集中系数从2.2降低到1.9，煤柱帮的位移量从150mm减小到100mm左右，有效降低了煤柱的应力集中程度，减小了巷道围岩的变形。在实际工程中，调整煤柱宽度后，巷道在掘进和回采过程中的稳定性得到了显著提高，煤柱帮的片帮现象得到了有效控制，片帮深度减小到0.5m以内，保障了巷道的安全。在动态分段控制措施实施方面，在掘进阶段，采用高强度锚杆和金属网联合支护。锚杆选用屈服强度为335MPa的螺纹钢锚杆，长度增加到2.5m，直径增大到22mm，间排距缩小为0.8m×0.8m，以增强锚固力和支护密度。金属网采用直径8mm的钢筋焊接而成，网格尺寸减小到80mm×80mm，提高对围岩表面碎块的约束能力。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道掘进阶段，采用该支护方式后，巷道顶板下沉量在掘进初期控制在每天3-5mm以内，有效抑制了围岩的初期变形。当巷道进入采动影响阶段，在加强锚杆支护的基础上，增加锚索支护。锚索采用高强度低松弛钢绞线，直径增大到21.6mm，长度增加到8m，间排距调整为1.5m×1.5m，提高锚索的锚固力和支护范围。加大锚杆的预紧力，从原来的30-40kN提高到60-80kN，增强锚杆对围岩的约束作用。在芦子沟煤矿的该阶段巷道中，通过加强支护，顶板下沉速率得到有效控制，从原来的每天20-30mm降低到每天8-10mm，煤壁片帮深度也有所减小，从1m左右减小到0.5m以内。在采空区动压影响阶段，采用注浆加固技术和增设辅助支护相结合的方式。注浆选用水泥-水玻璃双液浆，优化浆液配比，水灰比调整为1.0，水泥与水玻璃的体积比调整为1:0.8，提高注浆效果。在巷道两帮增设木垛和沙袋墙，木垛采用直径250mm的圆木搭建，间距为1.2m，沙袋墙采用装满沙子的编织袋堆砌，高度为1.2m，厚度为0.6m，增强巷道两帮的承载能力。在芦子沟煤矿的采空区动压影响阶段巷道中，实施这些控制措施后，巷道围岩的变形得到了有效抑制，底鼓量从300-400mm减小到150-200mm，巷道的稳定性得到显著提高，满足了安全生产的要求。在构建承载圈方面，为了构建更加稳固的围岩浅部—深部承载圈，对锚杆、锚索和注浆等支护手段进行了优化。在锚杆支护上，进一步优化锚杆的布置方式，采用“五花眼”布置，即在原来的矩形布置基础上，在中间增加一排锚杆，使锚杆的分布更加均匀，增强对围岩的锚固效果。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道中，采用“五花眼”布置后，巷道周边形成的浅部承载圈厚度增加到1.5-2m，围岩的自承能力得到进一步提高。锚索支护方面，在原有的锚索布置基础上，增加锚索的长度和直径，部分锚索长度增加到10m，直径增大到22.8mm，以提高锚索的锚固深度和承载能力。调整锚索的角度，根据巷道围岩的应力分布情况，将部分锚索的角度调整为与巷道顶板成45°-60°夹角，使锚索能够更好地将顶板载荷传递到深部稳定岩层中。通过这些优化措施，在巷道顶板上方形成了一个厚度为5-7m的深部承载圈，进一步增强了顶板的稳定性。注浆加固技术上，采用分段注浆的方式，将巷道围岩分为浅部、中部和深部三个区域进行注浆。在浅部区域，采用低压注浆，压力控制在2-3MPa，使浆液能够充分填充围岩的表面裂隙；在中部区域，采用中压注浆，压力控制在3-5MPa，使浆液能够渗透到围岩内部一定深度；在深部区域，采用高压注浆，压力控制在5-8MPa，使浆液能够扩散到深部围岩的裂隙中。通过分段注浆，提高了注浆的效果，使围岩的整体性和承载能力得到显著增强。在芦子沟煤矿采用分段注浆后，围岩的抗压强度提高了50%-80%，有效提高了巷道围岩的稳定性。5.4实施效果分析在芦子沟煤矿迎采掘进沿空巷道改进后的围岩控制技术方案实施后，通过现场监测获取了大量数据，以全面评估该方案的实施效果。通过在巷道内布置顶板离层仪、全站仪等监测设备，对巷道围岩变形情况进行实时监测。监测数据显示，在掘进阶段，采用改进后的支护方案后，顶板下沉量在掘进初期控制在每天3-5mm以内，相比原支护方案的每天5-10mm，有了显著降低。这是因为改进后的高强度锚杆和加密的金属网支护，增强了对顶板围岩的锚固和约束能力，有效抑制了顶板的初期下沉。在芦子沟煤矿的迎采掘进沿空巷道掘进过程中，通过对比发现，改进后的支护方案使顶板下沉量在掘进100m内，累计下沉量从原方案的50-80mm减小到30-40mm。当巷道进入采动影响阶段，改进后的支护方案同样表现出良好的控制效果。顶板下沉速率从原方案的每天20-30mm降低到每天8-10mm，煤壁片帮深度从1m左右减小到0.5m以内。这得益于锚索支护的加强以及锚杆预紧力的提高，增强了巷道顶板和煤壁的承载能力，有效抵抗了超前支承压力的作用。在芦子沟煤矿的该阶段巷道中，通过监测数据对比，发现改进后的支护方案使顶板下沉总量在采动影响阶段减小了40%-50%，煤壁片帮面积减小了50%-60%。在采空区动压影响阶段，巷道底鼓量从原方案的300-400mm减小到150-200mm，两帮位移量也得到了有效控制。这主要是由于注浆加固技术提高了围岩的整体性和强度，木垛和沙袋墙等辅助支护增强了巷道两帮的承载能力，从而有效抑制了底鼓和两帮的变形。在芦子沟煤矿的采空区动压影响阶段巷道中，通过测量发现，改进后的支护方案使巷道底鼓量减小了50%-60%，两帮位移量减小了40%-50%。通过现场监测数据对比分析可知，改进后的围岩控制技术方案有效控制了迎采掘进沿空巷道的围岩变形，显著提高了巷道的稳定性，保障了巷道的正常使用和安全生产，取得了良好的实施效果，为类似工程提供了可靠的参考和借鉴。六、结论与展望6