特厚煤层沿空掘巷围岩支卸协同控制技术

李化敏，王文强，王祖洸，孙 浩

(1.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作 454000；2.同煤浙能麻家梁煤业有限责任公司，山西 朔州 036000)

大同矿区石炭系煤层厚度达10～25 m，在综放大空间、高强度开采条件下留设38～45 m区段煤柱，造成煤炭资源大量损失，煤柱应力高度集中，临空巷道严重变形，严重制约特厚煤层高回收率开采。小煤柱沿空掘巷作为提高特厚煤层资源回收率的有效方法在我国有着广泛的前景，我国学者针对特厚煤层端部结构及应力分布、小煤柱留设、沿空巷道变形破坏机理等开展了一系列研究，李化敏[1，2]、匡铁军[3]、樊俊鹏[4]等提出特厚煤层综放面端部覆岩存在三角滑移区，可在工作面端部形成稳定的应力降低区，有利于小煤柱沿空巷道的布置与维护。许永祥[5]、王钰博[6]、张磊[7]、成云海[8]等研究了特厚煤层综放工作面侧向支承压力分布及演化规律，确定了应力降低区范围，为小煤柱宽度确定提供依据。何富连[9]、张广超[10]等认为特厚煤层沿空巷道顶板中心线两侧应力不均匀分布，进而诱发顶板和两帮不对称变形破坏。郭重托[11]等基于极限平衡理论探究了侧压系数、采高、埋深及煤柱支护阻力等因素对窄煤柱宽度的影响规律。孙玉福[12]认为巷道变形失稳是多次动压影响、软弱煤体、窄煤柱、大断面和岩层水平运动综合作用的结果。

针对特厚煤层沿空巷道围岩控制，康红普[13-15]等提出了由原岩应力场、采动应力场、支护应力场构成的综合应力场概念，分析了锚杆支护组合构件的力学性能与支护效果。王德超[16]等提出了强力让压耦合支护和关键部位加强支护的围岩控制技术。李磊[17]等应用高强度高预应力锚杆支护、底角锚杆、二次支护、向采空区倾斜锚索维护围岩稳定。何富连[18]、岳帅帅[19]、于振子[20]等提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术。此外，田锦州[21]等提出了采用强力墩柱支护技术，张智强[22]等提出了小煤柱加固及双柔模墙留巷支护技术。

总体来看，特厚煤层小煤柱沿空掘巷技术在我国得到了成功应用，相关学者对沿空据巷围岩控制技术进行了研究与应用，并取得一定效果。但由于特厚煤层小煤柱沿空巷道顶板及两帮均为煤体，围岩自身强度较低，且锚杆、锚索均在煤层中锚固，锚固位置难以到达煤层上方稳定岩层中，关键支护参数确定方法的实用性不强，因此小煤柱沿空巷道锚杆、锚索的支护机理仍需进一步研究。小煤柱沿空巷道布置于相邻工作面采空区侧向支承压力降低区内，既要经历上区段工作面采动破坏，又要受到掘进二次扰动影响，浅部围岩处于全塑性状态，强矿压条件下大范围塑性围岩控制技术需进一步研究。基于此，笔者以塔山煤矿特厚煤层综放开采小煤柱沿空掘巷为工程背景，研究特厚煤层沿空巷道围岩支卸协同控制理论与技术，以保证沿空巷道围岩稳定。

1 工程概况

塔山煤矿现主采石炭系太原组3～5号煤层，平均煤厚15.18 m，属特厚煤层。8204-2工作面采用特厚煤层小煤柱沿空掘巷技术，工作面的平均埋藏深度为503.66 m，煤层厚度在11.88～22.26 m之间，平均为15.05 m，倾角范围在1°～3°，为近水平煤层；煤层结构复杂，其中含有夹矸2～9层，夹矸厚度不均匀，单层厚度在0.15～6.81 m之间，平均为2.65 m。工作面走向可采长度为1600 m，倾向长度为146 m(回采前期)和209 m(回采后期)。工作面采用单一走向后退式长壁综合机械化低位放顶煤的采煤方法，采高为3.8 m，放煤高度11.2 m，采放比为1∶2.947。

8204-2工作面东北侧与8202采空区相邻，西南部为8204采空区，东南方向为二盘区大巷。2204-2巷布置在靠近8202采空区侧，与8202采空区间留设8 m小煤柱，巷道断面为矩形，高度为3600 mm，宽度为5500 mm。5204-2巷布置在靠近8204采空区侧，掘进过程中经历两次煤柱连续变化区，煤柱宽度分别为6.5～55.4 m、6～69.7 m，巷道断面为矩形，高度为3800 mm，宽度为5500 mm。8204-2工作面布置如图1所示。

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

8204-2工作面直接顶厚度为1.59～16.96 m，平均7.83 m，上部为灰色煌斑岩、灰色天然焦、灰黑色炭质泥岩、灰白色粗砂岩；下部为黄白色、灰色煌斑岩，深灰色炭质泥岩、泥岩，灰黑色、黑色天然焦交替赋存，局部为灰黑色高岭质泥岩。老顶厚度为2.30～3.74 m，平均2.79 m，上部为灰色粗砂岩，泥质胶结；下部为灰白色中粒砂岩，含暗色及绿色矿物。直接底厚度为0.30～2.70 m，平均1.26 m，岩性为灰色、灰褐色高岭岩，灰黑色炭质泥岩。老底厚度为4.75～37.50 m，平均23.65 m，岩性上部为浅灰色高岭岩、灰白色细粒砂岩，中部为灰色中砂岩块状构造，下部为灰白色粗砂岩、砂砾岩。

2 沿空全煤塑性区巷道双层连续稳定承载结构

2.1 锚杆支护机理分析

锚杆的支护对象为巷道浅部掘进引起的二次松动破碎区围岩，单根锚杆施加预紧力后在其附近岩体中形成近似于椭球形的压应力分布区，如图2所示，压应力向锚杆两侧扩展，对围岩产生主动支护作用，压应力的作用范围、作用强度决定了锚固结构的整体性能。当锚杆间排距合理时，单根锚杆在围岩中产生的压应力区相互作用、相互叠加，形成连续的压应力区域。在巷道周边施工足够密度的锚杆，可以提高围岩整体强度和稳定性，在浅部二次松动破碎区围岩中形成连续的承载结构，抑制围岩变形破坏和塑性区向深部扩展，锚杆支护机理如图2所示。

图2 锚杆支护机理Fig.2 Anchor bolt support mechanism

2.2 锚索支护机理分析

特厚煤层沿空巷道由于顶煤厚度大，锚索难以锚固到煤层上方的稳定岩层中，从围岩整体性的角度锚索支护机理如图3所示。

图3 锚索支护机理Fig.3 Anchor cable support mechanism

1)锚索可施加较大的预紧力，能够提高锚杆作用范围内压应力场的范围和压应力值，进一步提高浅部围岩强度和承载能力。

2)锚索作用于深部处于三向受力状态的弹塑性区煤体，通过锚索将浅部围岩形成的连续承载结构与深部稳定围岩相互作用，提高浅部承载结构的稳定性。

3)在锚索锚固端下方和锚杆锚固端上方的围岩中能够形成压应力场，充分调动深部围岩承载能力，使深部与浅部围岩共同承载、协同作用。

2.3 沿空巷道双层连续稳定承载结构

针对特厚煤层沿空全煤塑性区巷道围岩控制难题，采用锚杆加固巷道浅部二次破碎区，形成浅层连续承载结构体；采用锚索将浅层锚固结构与深部三向受力状态的稳定煤体锚固形成较大范围的连续稳定承载结构体，从而形成双层连续稳定承载结构，如图4所示。

图4 双层连续稳定承载结构Fig.4 Double layer continuous stable load-bearing structure

3 锚杆(索)有效长度计算方法

3.1 锚杆有效长度计算

为使锚杆具有良好的锚固性，能够维持承载结构的稳定性，锚杆应锚固在二次松动破坏区外具有一定承载能力的塑性区围岩中，根据文献[23]的研究结论，锚杆长度l由式(1)确定：

l=l1+l2+l3

(1)

式中，l为锚杆长度，m；l1为锚杆外露长度，m；l2为锚杆有效长度，m；l3为锚杆锚固长度，m。

l2按巷道掘进过程中产生的二次松动破坏区范围取值，即：

l2=lp

(2)

式中，lp为二次松动破坏区范围，可采用钻孔窥视、超声波探测、地质雷达探测等方法实测获得，m。

根据锚杆支护机理，锚杆长度计算公式为：

l=l1+lp+l3

(3)

特厚煤层小煤柱沿空巷道受多次采掘影响，围岩松动破坏区范围可能大于锚杆长度，若范围大于2.5 m，可使用短锚索代替锚杆支护。

3.2 锚索有效长度计算

在特厚煤层条件下锚索难以锚固在煤层上方的稳定岩层中，其锚固端应处于具有可锚性的稳定煤体中，通过使用高强度锚索、施加高预紧力使锚杆支护形成的连续承载结构与深部围岩相互作用，共同保证围岩稳定，根据文献[23]的研究结论，锚索长度L由式(4)确定：

L=L1+L2+L3

(4)

式中，L为锚索长度，m；L1为锚索外露长度，m；L2为锚索有效长度，m；L3为锚索锚固长度，m。

根据巷道掘进后产生的二次应力曲线，确定锚索有效长度时，应使锚索锚固端位于应力峰值60%～80%的峰前位置，该区域煤体处于三向受力的稳定状态，具有良好的稳定性和承载能力，锚索长度计算原理如图5所示。结合理论分析和井下实测，该范围为巷道跨度的1.05～1.25倍，当煤体较硬时取小值，煤体较软时取大值。

图5 锚索长度计算原理Fig.5 Principle of anchor cable length calculation

对于矩形巷道，顶锚索L2的计算方法为：

L2=KB

(5)

式中，B为巷道跨度，m；K为煤的硬度系数，一般取1.05～1.25。

实煤体帮锚索L2的计算方法为：

L2=Kh

(6)

式中，h为巷道高度，m。

小煤柱在上区段工作面采空区侧向支承压力和沿空巷道掘进期间引起的二次扰动作用下破碎区、塑性区范围扩大，对于小煤柱沿空巷道煤柱帮锚索长度应由式(7)确定：

式中，L为煤柱帮锚索长度，m；a为小煤柱宽度，m；Δ为富余长度，取0.5～1 m。

4 特厚煤层沿空掘巷围岩支卸协同控制技术

4.1 高预紧力、高强“锚-网-索”支护体系

锚杆、锚索预紧力的主要作用是在围岩中形成压应力场，预紧力越大，在围岩中形成的压应力场范围越大、压应力值越高，对围岩的控制效果越好。结合巷道围岩特征和施工条件，锚杆预紧力较合理的取值范围为杆体屈服力的30%～60%，锚索预紧力一般取破断力的40%～70%，锚杆、锚索直径越大、强度越高，其预紧力也应越大。根据特厚煤层小煤柱沿空巷道的围岩特点，为实现高预应力支护，锚杆预紧力取值为杆体屈服力的40%～50%，锚索预紧力取值为破断力的50%～60%。2204-2巷、5204-2巷选用直径为22 mm、屈服强度为500 MPa的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，预紧力90 kN；选用直径21.8 mm的1×19结构高强锚索，预紧力320 kN。

由式(1)—式(3)计算的顶帮锚杆长度为2500 mm，由式(4)—式(7)计算的顶锚索长度为8300 mm，实煤体帮锚索长度为5300 mm，小煤柱帮锚索长度为4300 mm。顶锚杆间排距为900 mm×1800 mm，配套使用规格为4800 mm×280 mm×3.75 mm的W钢带和150 mm×150 mm×10 mm的高强度拱形托盘；帮锚杆间排距为900 mm×900 mm，配套使用规格为450 mm×280 mm×4.75 mm的W钢护板和150 mm×150 mm×10 mm的高强度拱形托盘。顶锚索间排距为900 mm×1800 mm，配套使用规格为5000 mm×330 mm×6 mm的JW钢带和200 mm×200 mm×12 mm异形托盘，顶板局部使用五眼组合锚索加强支护；帮锚索间排距900 mm×900 mm，呈锯齿状布置，替代相应位置帮锚杆，配套使用规格为300 mm×300 mm×14 mm的高强度拱形托盘；肩角锚索长度为5300 mm，排距为1800 mm，配套使用长度为600 mm的11#工字钢。

4.2 井下水力切顶卸压

切顶卸压就是在工作面前方回采巷道小煤柱侧布置切顶钻孔，采用磨料水射流切割的方法对顶板进行超前预裂切缝，使顶板沿预定方向产生切缝，切断巷道顶板与小煤柱侧坚硬顶板之间的力学联系，改变综放面端部结构，减小端部上覆坚硬岩层悬顶面积。随工作面推进，采空区顶板沿切缝垮落，大幅减小顶板在采空区侧的悬露面积，使侧向支承压力峰值降低并向煤体深部转移，有效增加侧向支承压力降低区范围，同时缩短综放面端部结构稳定时间，为沿空巷道掘进创造良好的应力和时间环境。沿空掘巷超前预裂切缝卸压如图6所示。

图6 沿空掘巷超前预裂切缝卸压Fig.6 Advance pre-cracking and slotting pressure relief in gob-side entry diving

在2204-2巷小煤柱侧进行切顶卸压，超前预裂切缝高度要达到煤层基本顶上边界，确保把巷道上方和煤柱上方的基本顶完全切断，根据钻孔柱状图确定钻孔深度30 m，钻孔间距1 m，沿巷道小煤柱侧垂直顶板布置。

4.3 巷帮大直径钻孔卸压和底板卸压槽

4.3.1 巷帮大直径钻孔卸压

采用履带式钻机在5204-2巷两帮施工直径为130 mm的卸压钻孔，钻孔深度10 m/15 m，排间距为900 mm×500 mm，煤帮施工2～3排钻孔，共计施工钻孔2276个，使5204-2巷道周边煤体围岩塑性破坏，有效防止工作面回采期间强矿压显现。钻孔参数见表1和表2。

表1 煤柱帮钻孔参数Table 1 Coal pillar side drilling parameters

表2 采煤帮钻孔参数Table 2 Coal mining side drilling parameters

4.3.2 底板卸压槽

在2204-2巷底板开挖卸压槽，卸压槽尺寸为500 mm(高)×500 mm(深)。施工卸压槽后，卸压槽在工作面前方100 m范围明显收缩，部分区域已闭合，有效缓解了2204-2巷的底鼓和两帮变形，减弱巷道围岩矿压显现。

4.4 应用效果分析

在2204-2巷采位800、860、920 m设置3个巷道表面位移监测测站，编号为A1、A2、A3，在5204-2巷采位800、880、950 m设置3个巷道表面位移监测测站，编号为B1、B2、B3，用于监测小煤柱沿空巷道掘进和回采期间巷道变形情况，各测站观测结果如图7所示。

图7 巷道变形监测结果Fig.7 Monitoring results of roadway deformation

掘进期间巷道变形不明显，2204-2巷两帮和顶底板最大移近量分别为18～24 mm、14～18 mm，掘进后20 d左右变形趋于稳定；5204-2巷两帮和顶底板最大移近量分别为19～37 mm、16～25 mm，掘进后25 d左右变形趋于稳定。回采期间2204-2巷两帮和顶底板最大移近量分别为229～330 mm、482～576 mm，5204-2巷两帮和顶底板最大移近量分别为296～372 mm、559～685 mm，5204-2巷变形量整体大于2204-2巷，巷道顶底板移近量较大，小煤柱沿空巷道维护状态较好，可满足使用要求。

5 结 论

1)特厚煤层小煤柱沿空巷道具有全煤巷、塑性区范围大的特征，锚杆支护作用于浅部二次破碎区煤体，锚索作用于深部处于三向受力状态的稳定煤体，形成浅部与深部双层连续稳定承载结构，维护沿空巷道围岩稳定。

2)锚杆锚固位置为二次松动破坏区外具有一定承载能力的塑性区煤体，锚索锚固位置为深部具有良好稳定性和承载能力的煤体，基于锚杆、锚索的锚固特征优化了锚杆、锚索有效长度的实用计算方法。

3)以高预紧力、高强“锚-网-索”支护为基础，坚硬顶板井下磨料水射流切顶卸压、巷帮大直径钻孔卸压、底板卸压槽卸压为辅的“支卸协同”巷道围岩控制技术体系，能够有效控制小煤柱沿空巷道围岩变形。