沿空留巷复用巷道快速修复技术研究

杜超

（冀中能源股份山西寿阳段王煤业集团有限公司，山西晋中 045499）

0 引言

我国煤矿沿空留巷技术研究与应用已超过60 a，形成了充填式沿空留巷和切顶式沿空留巷两大技术类型，但由于不同矿区煤层生产地质条件复杂多样导致沿空留巷技术推广应用呈现起伏[1]。根据沿空留巷的工程周期，可分为留巷初期、留巷中期、留巷末期3 个阶段。随着众多学者的研究，沿空留巷修复技术不断发展。张亮[2]等人通过分析沿空留巷复用巷道产生变形及破坏原因，提出了修复支护方案；徐军[3]等人提出巷旁充填体—矸石组合结构体协同承载的切顶卸压沿空留巷技术，揭示了切顶沿空留巷充填体—矸石协同承载机理；张磊[4]采用理论分析、现场试验等方式，结合工作面地质条件，提出了围岩控制技术要点；康志鹏[5]等人提出了“三位一体”的围岩支护控制方案，提高了实体煤帮支护强度，降低了巷旁充填体支护阻力；田晓龙[6]开发了巷旁充填沿空留巷支护技术，实现了留巷围岩的稳定控制；刘晋铭[7]通过构建不同预裂深度力学模型，分析坚硬顶板条件下预裂深度对沿空留巷围岩变形的影响，得出随着预裂深度的增加，围岩变形减小，应力集中峰值减小的结论；郭靖[8]通过改善沿空留巷巷内支护参数，提高巷帮支护体强度，可实现更好地维护沿空掘巷围岩稳定性的目的；刘学文[9]提出了沿空留巷支护技术方案，计算得到了充填体支护参数，验证了充填体抗滑稳定性；尤记平[10]针对坚硬顶板垮落造成沿空留巷围岩变形大的问题，采用高水材料对沿空留巷进行充填，证明了方案的可行性；张国辉[11]对巷道围岩运动规律进行研究，定向预裂爆破技术能够切断巷道与上部围岩的联系，使留巷围岩段环境得到改善；侯晋刚[12]为提高巷道成巷速度，提出了一系列有效支护巷道的措施，可有效缓解矿井采掘工作接续紧张的局面；左凯[13]利用数值模拟软件对不同切顶高度及切顶角度下巷道围岩变形量进行分析，给出了巷道支护方案；王卓[14]对沿空留巷围岩支护稳定性进行研究，发现不同距离下煤帮围岩的应力出现逐步增大的趋势；吕维赟[15]研究了新型切顶卸压沿空留巷围岩竖向位移变化特征，揭示了切顶高度对围岩变形影响规律；徐筝峥[16]研究了沿空留巷在巷道掘进和留巷过程中的围岩应力演化规律和变形特征；吕情绪[17]利用数值模拟方法可有效模拟并分析巷道顶板受切顶动压影响的变形特征和顶板补强支护的控制效果。

Ma Xingen 采用RCPRGERT 的巷道支护体系机理进行了研究，为现场支护设计提供了重要参考，提出了分层支护思路；Jing kui Long 提出了以锚杆顶梁与上方关键块体共同构成悬臂梁，锚杆固煤侧为基础支护的巷道支护控制力学模型和计算方法；Tian Xichun[18]研究了定向预裂和切顶卸压对巷道围岩应力和变形的影响，随着顶板预裂的应用，巷道顶板竖向应力减小；Liu Hongyang 分析了密闭采空区下巷道顶板的破坏过程，研究结果可为类似开采地质条件下沿空留巷的设计提供指导；Wang Zhiqiang[19]通过研究工作面开采过程中巷道围岩偏应力分布特征和破坏区，提出“锚杆+锚索+ 单柱+钢筋结合钢板加固混凝土墙”的组合支护技术；He Fulian 通过现场观测、理论分析、数值模拟和工程实例分析围岩变形机理，并提出相应的组合支护技术。通过以上学者在解决沿空留巷修复技术问题所做出的显著贡献，该领域不断取得突破。

面对不同阶段沿空留巷的施工和推进，本文根据友众煤矿进行设计分析，以30106 进风巷为研究对象，通过分析该矿实际条件和现场情况，系统的研究了30106 进风巷留巷后作为30108 运输巷使用的复用加固原理，研究适用的修复技术，实现巷道稳定。

1 工程概况

友众煤矿目前主采3 号煤层的30106 和30108工作面，矿井设计生产能力为0.9 Mt/a，3 号煤厚1.20 ～2.65 m，平均厚度为2.05 m，位于山西组中部，煤层一般含1 层夹矸，局部含2 层夹矸，夹矸厚0.13 ～0.45 m。顶底板均为砂质泥岩，节理发育，容易冒顶，顶板管理均为全部垮落法。泥岩顶板的抗压强度为26.5 ～89.6 MPa，底板的抗压强度为63.0 ～73.1 MPa。顶板整体强度较低，且顶板岩石强度变化范围较大。瓦斯含量1.65 ～1.85 m3/t，为瓦斯煤层，瓦斯类型属于简单类型，采煤方法采用长壁综采一次采全高采煤工艺。

2 回采垮落期间巷道影响分析

2.1 开采前期顶板岩层的垮落实验研究

2.1.1 直接顶的前期垮落

直接顶岩层首先发生垮落，当直接顶由几个岩层组成时，便会出现分次垮落的现象。实验中直接顶岩层由2.0 m 厚泥岩和2.0 m 厚砂质泥岩组成，岩层刚度条件类似，开采10 m 时出现横向裂隙，如图1（a） 所示。低位岩层受扰动影响程度更大、约束条件更小，开采15 m 时首先发生断裂和垮落，如图1（b） 所示，并在之后随采随垮（图1c）。随后高位直接顶与老顶之间的离层逐步扩张（图1 d），在低位直接顶发生3 次垮落后断裂（图1e）。采30 ～35 m 后，直接顶受后方煤壁支撑的影响程度降低，且低位直接顶的垮落给高位直接顶的垮落带来了有利条件，因而不再出现明显的分层垮落现象，而是呈现出随采随冒的情景。直接顶垮断后完全落向采空区底板，与侧向边界不再接触从而失去结构关系。

图1 直接顶的前期垮落Fig.1 Early collapse of immediate roof

可见，直接顶的前期垮落具有如下特点。

（1） 力学性能相近的直接顶岩层，同期出现裂隙离层，但互不控制对方，越接近煤层，直接顶受采动影响越大，也就越容易断裂和垮落，从而出现分层垮落现象。

（2） 开采一定距离后，直接顶的分层垮落现象消失，之后便会随采随冒。

（3） 直接顶断裂后落向采空区底板，与侧向边界失去力学联系，侧向残留直接顶的重量则完全由巷旁支撑体和侧向煤体承担。因而，沿空留巷首先受到直接顶垮落的影响，并承担残留直接顶的重量。

2.1.2 老顶的前期垮落

老顶岩层为4.5 m 厚的细砂岩，岩体强度高、岩层刚度大，断裂前能够保持较大跨度。当开采40 m 时发生初次断裂，断裂产生的前后2 个块体形成“三铰拱”结构，如图2（a） 所示。由于岩体的高强度和高抗变形能力，这种结构只是由于自抑而实现临时稳定，开采到50 m 时前面块体随着跨度的增加而发生二次断裂，形成了由3 个岩块组成的“砌体梁”铰接结构，如图2（b） 所示。注意到老顶上方依次存在3.0 m 厚砂质泥岩、2.5 m厚泥岩共2 层强度较低的岩层，其极限跨度远小于老顶，在老顶断裂后很快断裂下沉，如图2（c）、图2（d） 所示。

图2 老顶的前期垮落Fig.2 Early collapse of old roof

因此，①老顶的断裂结构分为临时稳定结构和长期稳定结构，前者是由于块体旋转下沉过程中相互抑制而形成的，这种结构往往还会发生二次破断并形成长期稳定的“砌体梁”结构；②老顶的断裂将引发上覆数个软弱岩层的同期断落，来压强度不能仅仅按照老顶岩层来计算；③与直接顶的散落或冒落状态不同，老顶的垮落过程包括断裂、旋转、触矸，因而采空区边界老顶断裂后仍与侧向顶板接触，成为旋转块体的一个着力点，受老顶结构的控制，其上方的数个软弱岩层同样保持与侧向同位岩层的结构关系。

2.1.3 垮落层位的分次上向扩展

老顶断裂引发采煤工作面顶板来压，之后工作面继续往前推进，远离此次来压区域并准备承受下一次顶板来压，但岩层的垮落仍然不断向上发展，只是这种高位岩层的持续垮落已经难以对工作面造成重大影响。而沿空留巷位处采空区边缘，无法回避高位岩层垮落带来的扰动载荷，因此有必要将覆岩活动的视野扩展到更高层位。

开采80 m 时，位于老顶上方的厚度5.0 m 细砂岩垮落，如图3（a） 所示，其上覆的2.0 m 砂质泥岩、3.5 m 煤层和3.0 m 泥岩随之垮落；开采90 m 时，上方4.5 m 中砂岩垮落，并引发上覆4.0 m 粉砂岩、2.0 m 砂质泥岩和2.5 m 细砂岩的同期垮落，如图3（b） 所示；开采100 m 时，上方5.0 m 泥岩断裂，上覆5.0 m 粉砂岩、3.5 m 中砂岩、3.5 m 砂质泥岩、4.0 m 煤层、2.5 m 泥岩以及2.0 m 粉砂岩同时垮落，可见关键岩层控制的上覆岩层重量决定了该组岩层的垮落速度，如图3（c）所示；此时，上方待垮落岩层为厚度9.0 m 的细砂岩，岩层可承受较大极限跨距，因而开采至110 m时仍未发生断裂，如图3（d） 所示；开采120 m时，该岩层断裂并引发上覆大范围岩层垮落下沉，如图3（e） 所示；开采130 m 时，垮落层位已扩展到模型的顶端，如图3（f） 所示。

图3 垮落层位的分次上向扩展Fig.3 The graded upward expansion of the caving horizon

由此可见，老顶上覆岩层的前期活动具有如下特征：①岩层垮落上向渐次发展，每次垮落岩层范围有限，由垮落岩层组的最低位关键层控制；②每个层组的垮落都会扰动采空区侧向顶板，使高位顶板逐渐承担更高的侧向支承压力并最终对留巷区域产生影响；③沿空留巷受覆岩活动的影响期较长，但随着垮落层位不断发展，影响的程度逐渐降低。

2.2 基本顶垮落位态分析

沿空留巷基本顶不同的破断位置决定着留巷复用期间巷道围岩稳定控制的难易程度，因此先从沿空留巷时工作面端头关键块破断位置着手分析，进而分析轨顺留巷做运顺复用可行性。

上区段工作面回采时，其采空区四侧为实体煤，呈现出“四端固支”状态，基本顶初次来压形成“O-X”型破断，周期来压后，基本顶在工作面端头破断成弧形三角块，即关键块B，如图4 上区段采空区基本顶破断结构模型所示。该区段工作面回采后，采空区三侧为实体煤、一侧为充填体，呈现出“三端固支、一端简支”状态，该区段采空区基本顶初次来压仍呈“O-X”型破断，周期来压后，基本顶在工作面端头形成弧形三角，即关键块C，如图4 该区段采空区破断结构模型所示。

图4 上区段与该区段采空区基本顶破断结构模型Fig.4 The basic roof breaking structure model of the upper section and the goaf in this section

一次留巷后，基本顶破断位置总体可以分为基本顶在巷道外侧断裂和在巷道内侧断裂。采用各向同性线弹性体的本构关系分析顶板断裂位置，当基本顶中存在较发育的节理裂隙时，对基本顶断裂的影响较大，据现场经验，基本顶优先在节理裂隙发育处断裂，因此，当基本顶中存在节理裂隙时，基本顶断裂位置较容易确定。

2.3 岩层压力变化研究

顶板岩层的断裂以缓慢挠曲下沉开始，其中坚硬老顶的挠曲下沉将会对下位岩层带来变形，侧向岩体的力学响应表现为不断增加的抵抗力。岩层可以简化为两端固定梁如图5 所示，岩梁下方直接顶垮落后为顶板下沉提供空间，老顶及其上覆邻近软弱岩层的重力为顶板的下沉动力。

图5 坚硬顶板的挠曲下沉Fig.5 Deflection sinking of hard roof

坚硬岩层断裂前在采空区侧向产生的挠曲下沉量并不显著，由此形成的作用力不会非常强烈。挠曲下沉的过程较长，沿空留巷围岩呈现出持续缓增压状态。

坚硬岩层破断前悬顶面积很大，对上邻数个岩层起到较强的控制作用，断裂后运动下沉的主动力较大，一旦发生断裂就会快速落向采空区，给低位岩层带来扰动压力。巷外断裂与巷内断裂两种情况采空区侧向的断裂结构与施压程度有着显著区别。前者通过倾斜块体拱形结构向楔形顶板施载，后者以“给定变形”的形式影响低位岩层并造成剧烈的矿山压力。

2.3.1 巷外断裂时的急增压

坚硬岩层断裂块体之间形成相互约束的砌体结构，在采空区侧向表现为A、B、C 三个块体，如图6 所示。其中块体B 的下部为悬空状态，两侧分别与块体A 和块体C 铰接，已有的研究表明，B、C 两个块体之间的铰接点相当于整个拱形结构的拱顶，只存在水平推力而无竖向剪切力，A、B块体间的水平推力T及竖向作用力Q31分别为：

图6 顶板巷外断裂时的急增压Fig.6 Rapid pressurization of outer fracture of roof roadway

式中：γB、hB、LB、SB为块体B 的体积力、厚度、长度及最大旋转下沉量。

旋转块体将自身的全部重量施加在侧向楔形区顶板，水平推力起到了侧向约束的作用，限制楔形顶板的侧向变形，促进楔形区岩体对载荷的有效传递。

2.3.2 巷内断裂时的急增压

老顶为厚层坚硬岩层时易发生巷内断裂，且断裂后形成的旋转块体较长，对低位岩层具有很强的控制作用。低位岩体无法抵抗顶板的旋转下沉，只能在压缩过程中被动地承受因顶板下沉而产生的剧烈压力。根据如图7 所示的力学模型，关键块体B在不同位置x 处的旋转下沉量Sx为：

图7 顶板巷内断裂时的急增压Fig.7 Rapid pressurization of fracture in roof roadway

式中：Kc为直接顶的碎胀系数，得出的给定变形量也包括了前期的挠曲下沉，于是得到下位岩体因老顶断裂而增加的压力Q32为：

3 巷道难点修复方案设计

友众煤矿30106 进风顺槽已推进1700 m，仍有约400 m 长度正在或将要承受工作面超前支承压力与侧向支承压力的影响。该巷道采用原位煤柱沿空留巷长达2000 m，工作面回采完毕后作为回采巷道复用于30108 工作面，巷道围岩控制需要有长时的稳定性与可靠性。并且受运输设备尺寸限制，回采巷道高度设计为2.8 ～3 m，巷道断面较大。

（1） 30106 回采工作面的回采应力扰动影响以及30108 回采工作面的超前支承压力扰动影响，单次支护难以在反复动载影响下仍对巷道围岩有足够的控制能力，为满足巷道复用需对30106 进风顺槽进行加固设计。

（2） 30106 进风顺槽2000 m 巷道全部采用锚梁网索支护形式，围岩控制方式未针对断层、陷落柱等地质构造区域进行针对性调整。此外巷道部分断面高度过低，最低至1.9 m，加固设计前必须进行补修。

（3） 根据实地测量，部分地段煤柱宽度不足5 m，在顶板来压时难以维持稳定性，必须进行采前加固防止片帮。由于动压期间帮部大面积片落，顶板实际等效跨度应在设计宽度上增加1 m，部分地区等效跨度为巷道宽度的两倍。针对片帮区域顶板应提高支护强度。

（4） 30106 进风顺槽未进行任何底板卸压措施，部分地区底鼓严重，影响运行设备所需的断面高度，必须采取有效的卸压措施。3 号煤层厚度为1.2 ～1.4 m，30106 进风顺槽设计高度为3 m，属于典型半煤岩巷，帮部加固应集中在煤体范围，使支护材料效能最大化。

综上所述，方案实施中，确定巷道断面形状采用矩形断面，构造带及断层破碎带和陷落柱影响区采用梯形断面形状，巷高确定3.0 m，运输巷宽度为4.0 ～4.2 m，掘进期间选择锚梁网索支护，正常段巷道使用锚梁网支护，地质构造异常带采用架棚或锚架联合支护技术。3 号煤层埋藏深度较浅，一般在200 m 左右，绝对铅直应力约5 MPa，临界支护强度应在0.2 ～0.3 MPa。两帮选择至少18 mm 以上热轧带肋钢筋所制成的锚杆，在帮部采用锚杆与锚索的组合使用；锚索选择直径17.8 mm 的高强度低松弛钢铰线，锚索破断力可达36 t，能够满足需要，锚杆的间距为900 mm 和1000 mm 两种，排距为1000 ～1200 mm 两种，顶板锚索长度为6.15 m。

4 加固支护方案

沿空留巷的支护技术是沿空留巷施工效果的关键所在。沿空留巷受基本顶旋转、下沉和破断的影响，浅部围岩多次受加卸载作用，围岩发生大变形不可避免，其控制的关键是提高围岩完整性和自身强度，阻止裂隙的发展，30108 工作面回采期间超前支护范围应达到50 ～100 m 以上，采用一梁三柱形式。30106 工作面收缩期间停采线前后，辅助支撑的单体应当只加不减。结合工程实践经验，提出沿空留巷围岩稳定控制加固原则。

根据3 号煤层具体地质状况及目前留巷取得的经验，运输顺槽的断面尺寸确定为宽×高＝4.2 m×3.0 m，其原支护形式如图8 所示。根据巷道实际显现破坏情况和控制效果，对30108 运输顺槽留巷采前顶板及帮部进行加固，顶板加固的核心为保证采前及留巷期间的顶板锚固结构，补强支护强度应达到0.2 ～0.25 MPa 以上，30108 运输顺槽顶板锚索加固布置图如图9 所示，非回采侧帮部支护示意图如图10 所示。

图9 30108 运输顺槽顶板锚索加固布置Fig.9 Roof anchor cable reinforcement layout of No.30108 transport trough

图10 非回采侧帮部支护示意Fig.10 Support schematic of non-mining side

5 结论

（1） 沿空留巷复用巷道快速修复技术是一种高效、低成本的地下空间修复方法，可有效利用已有的地下空间资源，同时降低新建地下空间造价。

（2） 具体实施时，需要考虑到不同巷道的特点和实际情况，采用不同的修复方案，在保证安全和效果的前提下，尽可能减少对周边环境的影响。

（3） 在使用该技术进行地下空间修复时，应注重巷道的防水、通风、排水等基本设施的建设和完善，以确保巷道的正常使用和稳定性。

（4） 为了进一步提高该技术在实际工程中的可行性和应用价值，需要加强对材料、施工等方面的研究，以提高巷道修复的质量和效率。