特厚煤層沿空掘巷圍巖支卸協同控制技術

李化敏，王文強，王祖洸，孫 浩

(1.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000；2.同煤浙能麻家梁煤業有限責任公司，山西 朔州 036000)

大同礦區石炭系煤層厚度達10～25 m，在綜放大空間、高強度開采條件下留設38～45 m區段煤柱，造成煤炭資源大量損失，煤柱應力高度集中，臨空巷道嚴重變形，嚴重制約特厚煤層高回收率開采。小煤柱沿空掘巷作為提高特厚煤層資源回收率的有效方法在我國有著廣泛的前景，我國學者針對特厚煤層端部結構及應力分布、小煤柱留設、沿空巷道變形破壞機理等開展了一系列研究，李化敏[1，2]、匡鐵軍[3]、樊俊鵬[4]等提出特厚煤層綜放面端部覆巖存在三角滑移區，可在工作面端部形成穩定的應力降低區，有利于小煤柱沿空巷道的布置與維護。許永祥[5]、王鈺博[6]、張磊[7]、成云海[8]等研究了特厚煤層綜放工作面側向支承壓力分布及演化規律，確定了應力降低區范圍，為小煤柱寬度確定提供依據。何富連[9]、張廣超[10]等認為特厚煤層沿空巷道頂板中心線兩側應力不均勻分布，進而誘發頂板和兩幫不對稱變形破壞。郭重托[11]等基于極限平衡理論探究了側壓系數、采高、埋深及煤柱支護阻力等因素對窄煤柱寬度的影響規律。孫玉福[12]認為巷道變形失穩是多次動壓影響、軟弱煤體、窄煤柱、大斷面和巖層水平運動綜合作用的結果。

針對特厚煤層沿空巷道圍巖控制，康紅普[13-15]等提出了由原巖應力場、采動應力場、支護應力場構成的綜合應力場概念，分析了錨桿支護組合構件的力學性能與支護效果。王德超[16]等提出了強力讓壓耦合支護和關鍵部位加強支護的圍巖控制技術。李磊[17]等應用高強度高預應力錨桿支護、底角錨桿、二次支護、向采空區傾斜錨索維護圍巖穩定。何富連[18]、岳帥帥[19]、于振子[20]等提出了頂板以高強高預應力讓壓錨桿支護系統、梯級錨固的束錨索支護系統以及多錨索-鋼帶桁架支護系統的強力聯合控制技術。此外，田錦州[21]等提出了采用強力墩柱支護技術，張智強[22]等提出了小煤柱加固及雙柔模墻留巷支護技術。

總體來看，特厚煤層小煤柱沿空掘巷技術在我國得到了成功應用，相關學者對沿空據巷圍巖控制技術進行了研究與應用，并取得一定效果。但由于特厚煤層小煤柱沿空巷道頂板及兩幫均為煤體，圍巖自身強度較低，且錨桿、錨索均在煤層中錨固，錨固位置難以到達煤層上方穩定巖層中，關鍵支護參數確定方法的實用性不強，因此小煤柱沿空巷道錨桿、錨索的支護機理仍需進一步研究。小煤柱沿空巷道布置于相鄰工作面采空區側向支承壓力降低區內，既要經歷上區段工作面采動破壞，又要受到掘進二次擾動影響，淺部圍巖處于全塑性狀態，強礦壓條件下大范圍塑性圍巖控制技術需進一步研究?；诖?，筆者以塔山煤礦特厚煤層綜放開采小煤柱沿空掘巷為工程背景，研究特厚煤層沿空巷道圍巖支卸協同控制理論與技術，以保證沿空巷道圍巖穩定。

1 工程概況

塔山煤礦現主采石炭系太原組3～5號煤層，平均煤厚15.18 m，屬特厚煤層。8204-2工作面采用特厚煤層小煤柱沿空掘巷技術，工作面的平均埋藏深度為503.66 m，煤層厚度在11.88～22.26 m之間，平均為15.05 m，傾角范圍在1°～3°，為近水平煤層；煤層結構復雜，其中含有夾矸2～9層，夾矸厚度不均勻，單層厚度在0.15～6.81 m之間，平均為2.65 m。工作面走向可采長度為1600 m，傾向長度為146 m(回采前期)和209 m(回采后期)。工作面采用單一走向后退式長壁綜合機械化低位放頂煤的采煤方法，采高為3.8 m，放煤高度11.2 m，采放比為1∶2.947。

8204-2工作面東北側與8202采空區相鄰，西南部為8204采空區，東南方向為二盤區大巷。2204-2巷布置在靠近8202采空區側，與8202采空區間留設8 m小煤柱，巷道斷面為矩形，高度為3600 mm，寬度為5500 mm。5204-2巷布置在靠近8204采空區側，掘進過程中經歷兩次煤柱連續變化區，煤柱寬度分別為6.5～55.4 m、6～69.7 m，巷道斷面為矩形，高度為3800 mm，寬度為5500 mm。8204-2工作面布置如圖1所示。

圖1 8204-2工作面布置Fig.1 8204-2 workface layout

8204-2工作面直接頂厚度為1.59～16.96 m，平均7.83 m，上部為灰色煌斑巖、灰色天然焦、灰黑色炭質泥巖、灰白色粗砂巖；下部為黃白色、灰色煌斑巖，深灰色炭質泥巖、泥巖，灰黑色、黑色天然焦交替賦存，局部為灰黑色高嶺質泥巖。老頂厚度為2.30～3.74 m，平均2.79 m，上部為灰色粗砂巖，泥質膠結；下部為灰白色中粒砂巖，含暗色及綠色礦物。直接底厚度為0.30～2.70 m，平均1.26 m，巖性為灰色、灰褐色高嶺巖，灰黑色炭質泥巖。老底厚度為4.75～37.50 m，平均23.65 m，巖性上部為淺灰色高嶺巖、灰白色細粒砂巖，中部為灰色中砂巖塊狀構造，下部為灰白色粗砂巖、砂礫巖。

2 沿空全煤塑性區巷道雙層連續穩定承載結構

2.1 錨桿支護機理分析

錨桿的支護對象為巷道淺部掘進引起的二次松動破碎區圍巖，單根錨桿施加預緊力后在其附近巖體中形成近似于橢球形的壓應力分布區，如圖2所示，壓應力向錨桿兩側擴展，對圍巖產生主動支護作用，壓應力的作用范圍、作用強度決定了錨固結構的整體性能。當錨桿間排距合理時，單根錨桿在圍巖中產生的壓應力區相互作用、相互疊加，形成連續的壓應力區域。在巷道周邊施工足夠密度的錨桿，可以提高圍巖整體強度和穩定性，在淺部二次松動破碎區圍巖中形成連續的承載結構，抑制圍巖變形破壞和塑性區向深部擴展，錨桿支護機理如圖2所示。

圖2 錨桿支護機理Fig.2 Anchor bolt support mechanism

2.2 錨索支護機理分析

特厚煤層沿空巷道由于頂煤厚度大，錨索難以錨固到煤層上方的穩定巖層中，從圍巖整體性的角度錨索支護機理如圖3所示。

圖3 錨索支護機理Fig.3 Anchor cable support mechanism

1)錨索可施加較大的預緊力，能夠提高錨桿作用范圍內壓應力場的范圍和壓應力值，進一步提高淺部圍巖強度和承載能力。

2)錨索作用于深部處于三向受力狀態的彈塑性區煤體，通過錨索將淺部圍巖形成的連續承載結構與深部穩定圍巖相互作用，提高淺部承載結構的穩定性。

3)在錨索錨固端下方和錨桿錨固端上方的圍巖中能夠形成壓應力場，充分調動深部圍巖承載能力，使深部與淺部圍巖共同承載、協同作用。

2.3 沿空巷道雙層連續穩定承載結構

針對特厚煤層沿空全煤塑性區巷道圍巖控制難題，采用錨桿加固巷道淺部二次破碎區，形成淺層連續承載結構體；采用錨索將淺層錨固結構與深部三向受力狀態的穩定煤體錨固形成較大范圍的連續穩定承載結構體，從而形成雙層連續穩定承載結構，如圖4所示。

圖4 雙層連續穩定承載結構Fig.4 Double layer continuous stable load-bearing structure

3 錨桿(索)有效長度計算方法

3.1 錨桿有效長度計算

為使錨桿具有良好的錨固性，能夠維持承載結構的穩定性，錨桿應錨固在二次松動破壞區外具有一定承載能力的塑性區圍巖中，根據文獻[23]的研究結論，錨桿長度l由式(1)確定：

l=l1+l2+l3

(1)

式中，l為錨桿長度，m；l1為錨桿外露長度，m；l2為錨桿有效長度，m；l3為錨桿錨固長度，m。

l2按巷道掘進過程中產生的二次松動破壞區范圍取值，即：

l2=lp

(2)

式中，lp為二次松動破壞區范圍，可采用鉆孔窺視、超聲波探測、地質雷達探測等方法實測獲得，m。

根據錨桿支護機理，錨桿長度計算公式為：

l=l1+lp+l3

(3)

特厚煤層小煤柱沿空巷道受多次采掘影響，圍巖松動破壞區范圍可能大于錨桿長度，若范圍大于2.5 m，可使用短錨索代替錨桿支護。

3.2 錨索有效長度計算

在特厚煤層條件下錨索難以錨固在煤層上方的穩定巖層中，其錨固端應處于具有可錨性的穩定煤體中，通過使用高強度錨索、施加高預緊力使錨桿支護形成的連續承載結構與深部圍巖相互作用，共同保證圍巖穩定，根據文獻[23]的研究結論，錨索長度L由式(4)確定：

L=L1+L2+L3

(4)

式中，L為錨索長度，m；L1為錨索外露長度，m；L2為錨索有效長度，m；L3為錨索錨固長度，m。

根據巷道掘進后產生的二次應力曲線，確定錨索有效長度時，應使錨索錨固端位于應力峰值60%～80%的峰前位置，該區域煤體處于三向受力的穩定狀態，具有良好的穩定性和承載能力，錨索長度計算原理如圖5所示。結合理論分析和井下實測，該范圍為巷道跨度的1.05～1.25倍，當煤體較硬時取小值，煤體較軟時取大值。

圖5 錨索長度計算原理Fig.5 Principle of anchor cable length calculation

對于矩形巷道，頂錨索L2的計算方法為：

L2=KB

(5)

式中，B為巷道跨度，m；K為煤的硬度系數，一般取1.05～1.25。

實煤體幫錨索L2的計算方法為：

L2=Kh

(6)

式中，h為巷道高度，m。

小煤柱在上區段工作面采空區側向支承壓力和沿空巷道掘進期間引起的二次擾動作用下破碎區、塑性區范圍擴大，對于小煤柱沿空巷道煤柱幫錨索長度應由式(7)確定：

式中，L為煤柱幫錨索長度，m；a為小煤柱寬度，m；Δ為富余長度，取0.5～1 m。

4 特厚煤層沿空掘巷圍巖支卸協同控制技術

4.1 高預緊力、高強“錨-網-索”支護體系

錨桿、錨索預緊力的主要作用是在圍巖中形成壓應力場，預緊力越大，在圍巖中形成的壓應力場范圍越大、壓應力值越高，對圍巖的控制效果越好。結合巷道圍巖特征和施工條件，錨桿預緊力較合理的取值范圍為桿體屈服力的30%～60%，錨索預緊力一般取破斷力的40%～70%，錨桿、錨索直徑越大、強度越高，其預緊力也應越大。根據特厚煤層小煤柱沿空巷道的圍巖特點，為實現高預應力支護，錨桿預緊力取值為桿體屈服力的40%～50%，錨索預緊力取值為破斷力的50%～60%。2204-2巷、5204-2巷選用直徑為22 mm、屈服強度為500 MPa的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，預緊力90 kN；選用直徑21.8 mm的1×19結構高強錨索，預緊力320 kN。

由式(1)—式(3)計算的頂幫錨桿長度為2500 mm，由式(4)—式(7)計算的頂錨索長度為8300 mm，實煤體幫錨索長度為5300 mm，小煤柱幫錨索長度為4300 mm。頂錨桿間排距為900 mm×1800 mm，配套使用規格為4800 mm×280 mm×3.75 mm的W鋼帶和150 mm×150 mm×10 mm的高強度拱形托盤；幫錨桿間排距為900 mm×900 mm，配套使用規格為450 mm×280 mm×4.75 mm的W鋼護板和150 mm×150 mm×10 mm的高強度拱形托盤。頂錨索間排距為900 mm×1800 mm，配套使用規格為5000 mm×330 mm×6 mm的JW鋼帶和200 mm×200 mm×12 mm異形托盤，頂板局部使用五眼組合錨索加強支護；幫錨索間排距900 mm×900 mm，呈鋸齒狀布置，替代相應位置幫錨桿，配套使用規格為300 mm×300 mm×14 mm的高強度拱形托盤；肩角錨索長度為5300 mm，排距為1800 mm，配套使用長度為600 mm的11#工字鋼。

4.2 井下水力切頂卸壓

切頂卸壓就是在工作面前方回采巷道小煤柱側布置切頂鉆孔，采用磨料水射流切割的方法對頂板進行超前預裂切縫，使頂板沿預定方向產生切縫，切斷巷道頂板與小煤柱側堅硬頂板之間的力學聯系，改變綜放面端部結構，減小端部上覆堅硬巖層懸頂面積。隨工作面推進，采空區頂板沿切縫垮落，大幅減小頂板在采空區側的懸露面積，使側向支承壓力峰值降低并向煤體深部轉移，有效增加側向支承壓力降低區范圍，同時縮短綜放面端部結構穩定時間，為沿空巷道掘進創造良好的應力和時間環境。沿空掘巷超前預裂切縫卸壓如圖6所示。

圖6 沿空掘巷超前預裂切縫卸壓Fig.6 Advance pre-cracking and slotting pressure relief in gob-side entry diving

在2204-2巷小煤柱側進行切頂卸壓，超前預裂切縫高度要達到煤層基本頂上邊界，確保把巷道上方和煤柱上方的基本頂完全切斷，根據鉆孔柱狀圖確定鉆孔深度30 m，鉆孔間距1 m，沿巷道小煤柱側垂直頂板布置。

4.3 巷幫大直徑鉆孔卸壓和底板卸壓槽

4.3.1 巷幫大直徑鉆孔卸壓

采用履帶式鉆機在5204-2巷兩幫施工直徑為130 mm的卸壓鉆孔，鉆孔深度10 m/15 m，排間距為900 mm×500 mm，煤幫施工2～3排鉆孔，共計施工鉆孔2276個，使5204-2巷道周邊煤體圍巖塑性破壞，有效防止工作面回采期間強礦壓顯現。鉆孔參數見表1和表2。

表1 煤柱幫鉆孔參數Table 1 Coal pillar side drilling parameters

表2 采煤幫鉆孔參數Table 2 Coal mining side drilling parameters

4.3.2 底板卸壓槽

在2204-2巷底板開挖卸壓槽，卸壓槽尺寸為500 mm(高)×500 mm(深)。施工卸壓槽后，卸壓槽在工作面前方100 m范圍明顯收縮，部分區域已閉合，有效緩解了2204-2巷的底鼓和兩幫變形，減弱巷道圍巖礦壓顯現。

4.4 應用效果分析

在2204-2巷采位800、860、920 m設置3個巷道表面位移監測測站，編號為A1、A2、A3，在5204-2巷采位800、880、950 m設置3個巷道表面位移監測測站，編號為B1、B2、B3，用于監測小煤柱沿空巷道掘進和回采期間巷道變形情況，各測站觀測結果如圖7所示。

圖7 巷道變形監測結果Fig.7 Monitoring results of roadway deformation

掘進期間巷道變形不明顯，2204-2巷兩幫和頂底板最大移近量分別為18～24 mm、14～18 mm，掘進后20 d左右變形趨于穩定；5204-2巷兩幫和頂底板最大移近量分別為19～37 mm、16～25 mm，掘進后25 d左右變形趨于穩定?；夭善陂g2204-2巷兩幫和頂底板最大移近量分別為229～330 mm、482～576 mm，5204-2巷兩幫和頂底板最大移近量分別為296～372 mm、559～685 mm，5204-2巷變形量整體大于2204-2巷，巷道頂底板移近量較大，小煤柱沿空巷道維護狀態較好，可滿足使用要求。

5 結 論

1)特厚煤層小煤柱沿空巷道具有全煤巷、塑性區范圍大的特征，錨桿支護作用于淺部二次破碎區煤體，錨索作用于深部處于三向受力狀態的穩定煤體，形成淺部與深部雙層連續穩定承載結構，維護沿空巷道圍巖穩定。

2)錨桿錨固位置為二次松動破壞區外具有一定承載能力的塑性區煤體，錨索錨固位置為深部具有良好穩定性和承載能力的煤體，基于錨桿、錨索的錨固特征優化了錨桿、錨索有效長度的實用計算方法。

3)以高預緊力、高強“錨-網-索”支護為基礎，堅硬頂板井下磨料水射流切頂卸壓、巷幫大直徑鉆孔卸壓、底板卸壓槽卸壓為輔的“支卸協同”巷道圍巖控制技術體系，能夠有效控制小煤柱沿空巷道圍巖變形。