特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖控制技術(shù)研究

高緒龍

（扎賚諾爾煤業(yè)有限責(zé)任公司靈東煤礦，內(nèi)蒙古自治區(qū)滿洲里市，021410）

特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖控制技術(shù)研究

高緒龍

（扎賚諾爾煤業(yè)有限責(zé)任公司靈東煤礦，內(nèi)蒙古自治區(qū)滿洲里市，021410）

為解決靈東煤礦特厚煤層綜放開(kāi)采巷道劇烈變形的問(wèn)題，采用鉆孔應(yīng)力監(jiān)測(cè)系統(tǒng)對(duì)煤柱內(nèi)圍巖應(yīng)力分布狀態(tài)進(jìn)行了實(shí)測(cè)分析，并以鄰空巷道圍巖變形特征為基礎(chǔ)，分析了特厚煤層綜放開(kāi)采巷道劇烈變形的影響因素，確定了以應(yīng)力環(huán)境優(yōu)化+支護(hù)強(qiáng)化為原則的特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖控制技術(shù)。研究結(jié)果表明巷道布置位置、巷道掘進(jìn)時(shí)機(jī)、圍巖支護(hù)強(qiáng)度及支護(hù)質(zhì)量為鄰空巷道圍巖控制的關(guān)鍵影響因素。為有效控制鄰空巷道圍巖劇烈變形，需將巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)，區(qū)段煤柱合理寬度應(yīng)為8～9.5 m；巷道應(yīng)在采空區(qū)側(cè)向頂板活動(dòng)穩(wěn)定后方可進(jìn)行掘進(jìn)；加強(qiáng)巷幫圍巖支護(hù)。

特厚煤層 綜放開(kāi)采 鄰空巷道 圍巖控制技術(shù) 巷道支護(hù)

長(zhǎng)期以來(lái)，鄰空巷道圍巖控制一直是現(xiàn)場(chǎng)及科研人員所致力解決的熱點(diǎn)問(wèn)題之一，巷道的穩(wěn)定性狀況取決于圍巖的地質(zhì)力學(xué)條件、采掘技術(shù)條件以及支護(hù)條件等。尤其針對(duì)特厚煤層綜放開(kāi)采，由于開(kāi)采量及回采空間的增大，相鄰工作面開(kāi)采期間，上一工作面開(kāi)采所造成的采動(dòng)應(yīng)力對(duì)相鄰工作面巷道圍巖控制造成一定影響，若巷道布置及掘進(jìn)時(shí)機(jī)不合理，鄰空巷道礦壓顯現(xiàn)較為強(qiáng)烈，相鄰采空區(qū)所形成的疊加支承壓力將導(dǎo)致巷道圍巖應(yīng)力再次重新分布，塑性區(qū)顯著擴(kuò)大，圍巖變形急劇增長(zhǎng)。本文以靈東煤礦特厚煤層綜放開(kāi)采巷道劇烈變形現(xiàn)狀為基礎(chǔ)，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、理論分析及模擬計(jì)算，對(duì)特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖劇烈變形影響因素進(jìn)行研究，并最終確定了特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖控制技術(shù)。

1　現(xiàn)場(chǎng)概況

扎賚諾爾煤業(yè)公司靈東煤礦是2006年6月16日開(kāi)工建設(shè)的一座設(shè)計(jì)能力為500萬(wàn)t/a的大型礦井，是公司主力礦井之一。采用一井一面，目前礦井開(kāi)采北翼三面工作面，接續(xù)工作面為相鄰的北翼四面工作面。工作面主采Ⅱ2-1煤層，埋藏深度330～350 m，煤層厚度17.5～15.05 m，平均16.32 m，為中硬煤層，節(jié)理裂隙發(fā)育，煤層自然發(fā)火期1～6個(gè)月，相對(duì)瓦斯涌出量0.166 m3/t，煤層直接頂為泥巖，厚度12.58 m，之上為粉砂巖、泥巖，厚度分別為1.5 m及19.53 m。

Ⅱ2-1煤層采用走向長(zhǎng)壁綜采放頂煤進(jìn)行開(kāi)采，北翼三面傾向長(zhǎng)度208 m，走向長(zhǎng)度3200 m，割煤高度3.7 m，放煤高度10.1 m，區(qū)段煤柱寬度為25 m。由于采掘接續(xù)較為緊張，北翼二面回采期間即開(kāi)始進(jìn)行北翼三面回風(fēng)巷的掘進(jìn)工作，因此北翼三面回風(fēng)巷道（鄰空巷道）依次經(jīng)歷了迎采動(dòng)掘進(jìn)變形（即北翼三面回風(fēng)巷掘進(jìn)與北翼二面工作面回采相遇階段）、工作面后方掘進(jìn)變形（即北翼三面回風(fēng)巷掘進(jìn)至北翼二面采空區(qū)階段）、二次采動(dòng)影響變形階段（即北翼三面回采時(shí)回風(fēng)巷超前階段）。其中迎采動(dòng)掘進(jìn)變形及二次采動(dòng)影響期間，巷道圍巖發(fā)生劇烈變形，二次采動(dòng)時(shí)，超前工作面約300 m范圍內(nèi)巷道幫移近量約為1.5 m，底鼓量約1.6 m，巷道頂板基本無(wú)變形。

2　鄰空巷道圍巖劇烈變形影響因素分析

2.1鄰空巷道圍巖劇烈變形特征

靈東礦北翼三面為特厚煤層綜放開(kāi)采工作面，分析該工作面超前300 m范圍鄰空巷道圍巖變形狀態(tài)，可知巷道圍巖變形特征體。

（1）鄰空巷道變形呈現(xiàn)兩幫整體偏移、底板劇烈底鼓、頂板小變形的特征。

（2）巷道頂板錨索支護(hù)段與幫部無(wú)錨索段變形界限差異較為明顯，有錨索支護(hù)的頂板，基本無(wú)變形，無(wú)錨索支護(hù)的兩幫變形量較大。幫部錨桿支護(hù)區(qū)域基本失效，幫部整體偏移，致使巷道寬度由4.5 m縮至2.9 m。

2.2鄰空巷道圍巖劇烈變形影響因素

基于鄰空巷道圍巖顯現(xiàn)特征及圍巖變形時(shí)間點(diǎn)，從采場(chǎng)圍巖應(yīng)力環(huán)境、圍巖支護(hù)強(qiáng)度及施工質(zhì)量的角度入手對(duì)鄰空巷道圍巖劇烈變形的影響因素進(jìn)行分析。

（1）采場(chǎng)圍巖應(yīng)力疊加效應(yīng)。巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境是影響巷道圍巖穩(wěn)定的重要因素，北翼三面鄰空巷道在迎北翼二面回采掘進(jìn)及北翼三面二次采動(dòng)影響下，圍巖應(yīng)力環(huán)境發(fā)生明顯改變。其中迎回采面掘進(jìn)是在不穩(wěn)定采空區(qū)邊緣和強(qiáng)烈動(dòng)壓作用下掘進(jìn)巷道，在鄰近工作面強(qiáng)烈采動(dòng)引起的動(dòng)態(tài)高應(yīng)力影響下巷道的圍巖應(yīng)力狀態(tài)發(fā)生了改變，應(yīng)力集中系數(shù)急劇增大，致使圍巖塑性破壞區(qū)和變形量也隨之增大，因此，北翼二面迎采掘進(jìn)期間鄰空巷道圍巖即發(fā)生劇烈變形。

北翼三面回采后，為掌握煤柱內(nèi)側(cè)向不同位置圍巖應(yīng)力的變化規(guī)律，采用鉆孔應(yīng)力計(jì)針對(duì)不同時(shí)期、隨工作面推進(jìn)不同位置時(shí)煤柱內(nèi)圍巖應(yīng)力變化進(jìn)行觀測(cè)，觀測(cè)結(jié)果見(jiàn)圖1。

圖1　煤柱內(nèi)不同時(shí)期應(yīng)力集中系數(shù)分布規(guī)律

由不同位置處煤柱內(nèi)圍巖應(yīng)力分布規(guī)律可知，超前工作面40 m范圍內(nèi)，隨著工作面的不斷推進(jìn)，煤柱內(nèi)不同深度圍巖應(yīng)力集中系數(shù)不斷增大，當(dāng)工作面由超前測(cè)點(diǎn)40 m推進(jìn)至超前20 m左右時(shí)，煤柱側(cè)向不同位置處均已達(dá)到應(yīng)力峰值，當(dāng)工作面繼續(xù)推進(jìn)至距測(cè)點(diǎn)10 m時(shí)，相對(duì)于之前應(yīng)力峰值，煤柱側(cè)向不同位置圍巖應(yīng)力集中系數(shù)逐漸減小，應(yīng)力峰值位置向煤柱內(nèi)部轉(zhuǎn)移，當(dāng)工作面推過(guò)至距測(cè)點(diǎn)10 m后，應(yīng)力峰值轉(zhuǎn)移至煤柱內(nèi)14 m位置，并隨著工作面持續(xù)推進(jìn)一直保持在煤柱內(nèi)14m位置處。因此，本工作面回采時(shí)，上覆巖層破壞，在煤柱內(nèi)形成新的側(cè)向支承壓力，兩工作面回采造成的集中應(yīng)力在煤柱內(nèi)疊加，見(jiàn)圖2，應(yīng)力集中程度急劇增大，巷道開(kāi)始發(fā)生劇烈變形并呈現(xiàn)延續(xù)性，即隨著工作面推進(jìn)，工作面超前支承壓力影響范圍內(nèi)巷道始終處于大變形狀態(tài)。

（2）巷幫支護(hù)強(qiáng)度較低，不能滿足圍巖控制要求。目前巷道采用全螺紋等強(qiáng)普通錨桿，桿體直徑18 mm，屈服載荷為87 k N，抗拉載荷126 k N，錨桿預(yù)緊力僅為100～150 N·m（約30 k N），由于支護(hù)材料強(qiáng)度低，且巷幫并無(wú)錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，在北翼二面采動(dòng)應(yīng)力影響下，錨桿支護(hù)范圍內(nèi)煤體進(jìn)入整體塑性破壞狀態(tài)，巷道開(kāi)始呈現(xiàn)緩慢的蠕變變形；北翼三面采動(dòng)期間，采空區(qū)范圍增大，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度急劇增大，由于巷道幫部錨桿支護(hù)淺部區(qū)域無(wú)錨索的緊固，巷道幫部淺部區(qū)域呈現(xiàn)整體偏移，巷道變形呈現(xiàn)頂板錨索支護(hù)段與幫部無(wú)錨索段變形界限差異。

圖2　二次采動(dòng)后煤柱集中應(yīng)力疊加狀態(tài)

（3）施工質(zhì)量不能滿足大變形圍巖控制要求。北翼三面鄰空回風(fēng)巷鋼筋網(wǎng)是由鋼筋焊接而成的大網(wǎng)格金屬網(wǎng)，鋼筋直徑一般為6 mm左右，該網(wǎng)強(qiáng)度和剛度較大，因此能夠有效阻止松動(dòng)巖塊掉落，而且可以有效增加錨桿支護(hù)的整體效果，適用于大變形、高地應(yīng)力巷道。但在大變形巷道，若連接強(qiáng)度不足，其搭接處裂開(kāi)，亦不能有效發(fā)揮其剛度較大的優(yōu)勢(shì)?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)際開(kāi)采過(guò)程中，北翼三面鄰空回風(fēng)巷鋼筋網(wǎng)搭接處經(jīng)常性出現(xiàn)漲裂情況。

3　鄰空巷道圍巖控制技術(shù)

總結(jié)特厚煤層綜放開(kāi)采區(qū)段煤柱下巷道劇烈變形特性及影響因素，確定了應(yīng)力優(yōu)化+支護(hù)強(qiáng)化為原則的特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖控制技術(shù)。

3.1掘進(jìn)時(shí)間點(diǎn)選擇

巷道掘進(jìn)錨桿支護(hù)技術(shù)在中等穩(wěn)定以上煤層已有大量的工程實(shí)踐，但基本都是在鄰區(qū)段工作面采空區(qū)穩(wěn)定狀態(tài)下開(kāi)始掘進(jìn)，只要合理留設(shè)煤柱，巷道受側(cè)向關(guān)鍵頂板破斷結(jié)構(gòu)保護(hù)，并處于應(yīng)力降低區(qū)，采用高強(qiáng)螺紋鋼樹(shù)脂錨桿支護(hù)技術(shù)可以取得較好的支護(hù)效果。但在不穩(wěn)定采空區(qū)邊緣下進(jìn)行巷道掘進(jìn)時(shí)，由于鄰工作面采動(dòng)造成側(cè)向頂板處于破斷、回轉(zhuǎn)和結(jié)構(gòu)性調(diào)整不穩(wěn)定階段，必然導(dǎo)致巷道圍巖的大范圍破壞和強(qiáng)烈變形，鄰空巷道掘進(jìn)表現(xiàn)尤為明顯，因此選擇合理的巷道掘進(jìn)支護(hù)時(shí)間點(diǎn)尤為重要。為掌握鄰空巷道合適的掘進(jìn)時(shí)間點(diǎn)，針對(duì)不同階段下巷道掘進(jìn)煤柱內(nèi)圍巖應(yīng)力特征進(jìn)行了分析。

（1）迎采階段圍巖應(yīng)力集中區(qū)主要分布于巷道前方及巷道煤柱側(cè)，巷道前方集中應(yīng)力達(dá)到11.5 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)1.4，煤柱側(cè)集中應(yīng)力達(dá)到9.98 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.2，因此該階段巷道變形量將會(huì)非常明顯，表現(xiàn)為明顯底鼓、巷幫急劇移近。

（2）當(dāng)巷道在側(cè)向頂板活動(dòng)穩(wěn)定后進(jìn)行掘進(jìn)時(shí)，圍巖應(yīng)力集中區(qū)域主要分布于巷道前方及實(shí)體煤幫彈性區(qū)域，巷道前方集中應(yīng)力為9.12 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)僅為1.1，煤柱側(cè)集中應(yīng)力9.01 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.08，此時(shí)巷道煤柱處于應(yīng)力降低區(qū)，該區(qū)域巷道變形量較小。

（3）采前掘進(jìn)階段，雖然鄰工作面回采后集中應(yīng)力主要分布于實(shí)體煤側(cè)區(qū)域，巷道煤柱側(cè)處于應(yīng)力降低區(qū)，但由于巷道在工作面未開(kāi)采期間已進(jìn)行掘進(jìn)，因此巷道受到工作面采動(dòng)的劇烈影響，此時(shí)實(shí)體煤側(cè)巷道集中應(yīng)力達(dá)到16 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.92，巷道圍巖變形較大。

綜上認(rèn)為，為保障鄰空巷道圍巖的穩(wěn)定性，鄰空巷道掘巷需沿已經(jīng)穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣進(jìn)行掘進(jìn)，避免迎采掘進(jìn)和采前掘進(jìn)。

3.2煤柱寬度優(yōu)化

區(qū)段煤柱是指走向長(zhǎng)壁工作面之間留設(shè)的保護(hù)煤柱，其主要作用是隔離采空區(qū)。區(qū)段煤柱寬度決定著下一工作面沿空巷道的位置，煤柱寬度不同，沿空巷道所受的礦壓影響不同。因此，一般將避開(kāi)采動(dòng)支承壓力峰值作用范圍作為確定沿空巷道位置或區(qū)段煤柱寬度的主要依據(jù)。

根據(jù)區(qū)段煤柱留設(shè)的基本原則，巷道應(yīng)布置在側(cè)向應(yīng)力降低區(qū)域，基于煤體內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)可知，靈東礦單側(cè)工作面回采后，側(cè)向應(yīng)力峰值位于煤柱側(cè)向14 m位置處，煤柱內(nèi)塑性區(qū)寬度為0～14 m，因此，沿空巷道可布置在距鄰采空區(qū)14 m范圍內(nèi)?？紤]到巷道寬度尺寸，煤柱合理寬度應(yīng)為8.0～9.5 m。

3.3支護(hù)方案的確定

巷道斷面為小弧形斷面，巷道斷面尺寸為4000 mm×4300 mm（寬×高）。針對(duì)巷道變形特征對(duì)巷道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

（1）頂板支護(hù)。錨桿采用桿體為?20 mm左旋等強(qiáng)500#全螺紋鋼錨桿，長(zhǎng)度2.4 m，采用加長(zhǎng)錨固方式，錨固長(zhǎng)度為1200 mm，采用5 mm× 280 mm×450 mm W型鋼護(hù)板和150 mm×150 mm×10 mm拱型高強(qiáng)度托盤(pán)，網(wǎng)片為菱形金屬網(wǎng)，由12#鐵絲編織而成，網(wǎng)孔規(guī)格為50 mm× 50 mm，網(wǎng)片規(guī)格2000 mm×1000 mm，錨桿間排距900 mm×900 mm，錨桿預(yù)緊扭矩達(dá)到300N·m。錨索為?22 mm，1×19股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索，長(zhǎng)度6300 mm，樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固，錨固長(zhǎng)度2416 mm；采用每排兩根和每排一根交錯(cuò)布置，排距900 mm；錨索托盤(pán)采用300 mm×300 mm×16 mm拱形高強(qiáng)錨索托盤(pán)，配調(diào)心球墊，錨索張拉預(yù)緊力為200～250 k N。

圖3　鄰空巷道支護(hù)方案

（2）兩幫支護(hù)。采用的錨桿、護(hù)具的規(guī)格及布置方式同頂板。采用的錨索型號(hào)、護(hù)具的規(guī)格及布置方式同頂板，但錨索長(zhǎng)度為4300 mm。

4　結(jié)論

（1）靈東礦特厚煤層綜放開(kāi)采鄰空巷道圍巖變形呈現(xiàn)兩幫整體偏移、底板劇烈底鼓、頂板小變形的特征；巷道頂板錨索支護(hù)段與幫部無(wú)錨索段呈現(xiàn)較為明顯的變形界限差異。

（2）鄰空巷道布置位置、巷道掘進(jìn)時(shí)機(jī)、圍巖支護(hù)強(qiáng)度、施工質(zhì)量為鄰空巷道圍巖控制的關(guān)鍵影響因素，其中巷道布置位置及掘進(jìn)時(shí)機(jī)造成圍巖應(yīng)力疊加效應(yīng)。

（3）為有效控制鄰空巷道圍巖劇烈變形，需將巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)，區(qū)段煤柱合理寬度應(yīng)為8～9.5 m；巷道應(yīng)在采空區(qū)側(cè)向頂板活動(dòng)穩(wěn)定后方可進(jìn)行掘進(jìn)；巷道掘進(jìn)時(shí)應(yīng)加強(qiáng)圍巖尤其是巷幫圍巖支護(hù)。

［1］ 宋金旺.特厚煤層綜放工作面鄰空開(kāi)采巷道圍巖控制技術(shù)［J］.煤炭工程，2010（11）

［2］ 張永波，崔海英.老采空區(qū)覆巖失穩(wěn) “活化”機(jī)理的實(shí)驗(yàn)研究［J］.工程地質(zhì)學(xué)報(bào)，2007（15）

［3］ 侯朝炯，李學(xué)華.綜放沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性原理［J］.煤炭學(xué)報(bào)，2001（2）

［4］ 郭璋，岑旺等.特厚頂煤大斷面強(qiáng)采動(dòng)煤巷圍巖變形機(jī)理及支護(hù)對(duì)策［J］.煤礦開(kāi)采，2015（2）

［5］ 劉進(jìn)曉，景繼東等.特厚煤層軟巖巷道支護(hù)技術(shù)研究［J］.煤礦開(kāi)采，2015（1）

［6］ 李樹(shù)剛，成小雨等.松軟煤層動(dòng)壓巷道變形破壞特征及加固技術(shù)研究［J］.煤礦開(kāi)采，2014（5）

［7］ 康紅普，王金華.煤巷錨桿支護(hù)理論與成套技術(shù)［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，2007

［8］ 劉金海，姜福興等.深井特厚煤層綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度研究 ［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2012（5）

［9］ 王虎勝，黃肖等.窄煤柱綜放回采巷道圍巖控制穩(wěn)定性分析及控制技術(shù)［J］.中國(guó)煤炭，2015（9）

［10］ 張農(nóng)，李學(xué)華等.迎采動(dòng)工作面沿空掘巷預(yù)拉力支護(hù)及工程應(yīng)用 ［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2004（12）

［11］ 蔡志炯.特厚煤層綜放面區(qū)段煤柱合理尺寸研究［J］.中國(guó)煤炭，2016（3）

［12］ 袁和生.煤礦巷道錨桿支護(hù)技術(shù)［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，1997

［13］ 錢(qián)鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制［M］.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，2004

（責(zé)任編輯 張毅玲）

Research on surrounding rock control technology of roadway adjacent to gob in fully mechanized caving face with extra thick seam

Gao Xulong
（Lingdong Coal Mine，Zhalainuoer Coal Industry Co.，Ltd.，Manzhouli，Inner Mongolia 021410，China）

In order to solve the severe deformation problems in roadway of fully mechanized caving face with extra thick seam in Lingdong Coal Mine，stress monitoring system was used for measuring and analyzing rock stress distribution in pillars，and influence factors of the severe deformation problems was analyzed based upon characteristics of surrounding rock deformation of roadway adjacent to gob，then surrounding rock control technology of roadway adjacent to gob with principles of stress condition optimization and supporting reinforcement was confirmed.The results showed that roadway layout，roadway excavation time，intensity and quality of surrounding rock supporting were the key factors of the roadway control.To effectively control the severe deformation of the roadway adjacent to gob，roadway should be arranged in stress relaxed area，and the width of section pillar should be 8～9.5 m；roadway excavation should be carried out after the gob-side roof activities；the surrounding rock supporting should be strengthened in the roadway excavation.

extra thick coal seam，fully mechanized caving mining，roadway adjacent to gob，surrounding rock control technology，roadway supporting

TD353

A

高緒龍（1970-），男，江蘇省沛縣人，漢族，現(xiàn)為靈東煤礦總工程師，從事現(xiàn)場(chǎng)煤礦開(kāi)采管理工作。