特厚煤层综放开采邻空巷道围岩控制技术研究

高绪龙

（扎赉诺尔煤业有限责任公司灵东煤矿，内蒙古自治区满洲里市，021410）

特厚煤层综放开采邻空巷道围岩控制技术研究

高绪龙

（扎赉诺尔煤业有限责任公司灵东煤矿，内蒙古自治区满洲里市，021410）

为解决灵东煤矿特厚煤层综放开采巷道剧烈变形的问题，采用钻孔应力监测系统对煤柱内围岩应力分布状态进行了实测分析，并以邻空巷道围岩变形特征为基础，分析了特厚煤层综放开采巷道剧烈变形的影响因素，确定了以应力环境优化+支护强化为原则的特厚煤层综放开采邻空巷道围岩控制技术。研究结果表明巷道布置位置、巷道掘进时机、围岩支护强度及支护质量为邻空巷道围岩控制的关键影响因素。为有效控制邻空巷道围岩剧烈变形，需将巷道布置在应力降低区，区段煤柱合理宽度应为8～9.5 m；巷道应在采空区侧向顶板活动稳定后方可进行掘进；加强巷帮围岩支护。

特厚煤层 综放开采 邻空巷道 围岩控制技术 巷道支护

长期以来，邻空巷道围岩控制一直是现场及科研人员所致力解决的热点问题之一，巷道的稳定性状况取决于围岩的地质力学条件、采掘技术条件以及支护条件等。尤其针对特厚煤层综放开采，由于开采量及回采空间的增大，相邻工作面开采期间，上一工作面开采所造成的采动应力对相邻工作面巷道围岩控制造成一定影响，若巷道布置及掘进时机不合理，邻空巷道矿压显现较为强烈，相邻采空区所形成的叠加支承压力将导致巷道围岩应力再次重新分布，塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。本文以灵东煤矿特厚煤层综放开采巷道剧烈变形现状为基础，通过现场实测、理论分析及模拟计算，对特厚煤层综放开采邻空巷道围岩剧烈变形影响因素进行研究，并最终确定了特厚煤层综放开采邻空巷道围岩控制技术。

1　现场概况

扎赉诺尔煤业公司灵东煤矿是2006年6月16日开工建设的一座设计能力为500万t/a的大型矿井，是公司主力矿井之一。采用一井一面，目前矿井开采北翼三面工作面，接续工作面为相邻的北翼四面工作面。工作面主采Ⅱ2-1煤层，埋藏深度330～350 m，煤层厚度17.5～15.05 m，平均16.32 m，为中硬煤层，节理裂隙发育，煤层自然发火期1～6个月，相对瓦斯涌出量0.166 m3/t，煤层直接顶为泥岩，厚度12.58 m，之上为粉砂岩、泥岩，厚度分别为1.5 m及19.53 m。

Ⅱ2-1煤层采用走向长壁综采放顶煤进行开采，北翼三面倾向长度208 m，走向长度3200 m，割煤高度3.7 m，放煤高度10.1 m，区段煤柱宽度为25 m。由于采掘接续较为紧张，北翼二面回采期间即开始进行北翼三面回风巷的掘进工作，因此北翼三面回风巷道（邻空巷道）依次经历了迎采动掘进变形（即北翼三面回风巷掘进与北翼二面工作面回采相遇阶段）、工作面后方掘进变形（即北翼三面回风巷掘进至北翼二面采空区阶段）、二次采动影响变形阶段（即北翼三面回采时回风巷超前阶段）。其中迎采动掘进变形及二次采动影响期间，巷道围岩发生剧烈变形，二次采动时，超前工作面约300 m范围内巷道帮移近量约为1.5 m，底鼓量约1.6 m，巷道顶板基本无变形。

2　邻空巷道围岩剧烈变形影响因素分析

2.1邻空巷道围岩剧烈变形特征

灵东矿北翼三面为特厚煤层综放开采工作面，分析该工作面超前300 m范围邻空巷道围岩变形状态，可知巷道围岩变形特征体。

（1）邻空巷道变形呈现两帮整体偏移、底板剧烈底鼓、顶板小变形的特征。

（2）巷道顶板锚索支护段与帮部无锚索段变形界限差异较为明显，有锚索支护的顶板，基本无变形，无锚索支护的两帮变形量较大。帮部锚杆支护区域基本失效，帮部整体偏移，致使巷道宽度由4.5 m缩至2.9 m。

2.2邻空巷道围岩剧烈变形影响因素

基于邻空巷道围岩显现特征及围岩变形时间点，从采场围岩应力环境、围岩支护强度及施工质量的角度入手对邻空巷道围岩剧烈变形的影响因素进行分析。

（1）采场围岩应力叠加效应。巷道围岩应力环境是影响巷道围岩稳定的重要因素，北翼三面邻空巷道在迎北翼二面回采掘进及北翼三面二次采动影响下，围岩应力环境发生明显改变。其中迎回采面掘进是在不稳定采空区边缘和强烈动压作用下掘进巷道，在邻近工作面强烈采动引起的动态高应力影响下巷道的围岩应力状态发生了改变，应力集中系数急剧增大，致使围岩塑性破坏区和变形量也随之增大，因此，北翼二面迎采掘进期间邻空巷道围岩即发生剧烈变形。

北翼三面回采后，为掌握煤柱内侧向不同位置围岩应力的变化规律，采用钻孔应力计针对不同时期、随工作面推进不同位置时煤柱内围岩应力变化进行观测，观测结果见图1。

图1　煤柱内不同时期应力集中系数分布规律

由不同位置处煤柱内围岩应力分布规律可知，超前工作面40 m范围内，随着工作面的不断推进，煤柱内不同深度围岩应力集中系数不断增大，当工作面由超前测点40 m推进至超前20 m左右时，煤柱侧向不同位置处均已达到应力峰值，当工作面继续推进至距测点10 m时，相对于之前应力峰值，煤柱侧向不同位置围岩应力集中系数逐渐减小，应力峰值位置向煤柱内部转移，当工作面推过至距测点10 m后，应力峰值转移至煤柱内14 m位置，并随着工作面持续推进一直保持在煤柱内14m位置处。因此，本工作面回采时，上覆岩层破坏，在煤柱内形成新的侧向支承压力，两工作面回采造成的集中应力在煤柱内叠加，见图2，应力集中程度急剧增大，巷道开始发生剧烈变形并呈现延续性，即随着工作面推进，工作面超前支承压力影响范围内巷道始终处于大变形状态。

（2）巷帮支护强度较低，不能满足围岩控制要求。目前巷道采用全螺纹等强普通锚杆，杆体直径18 mm，屈服载荷为87 k N，抗拉载荷126 k N，锚杆预紧力仅为100～150 N·m（约30 k N），由于支护材料强度低，且巷帮并无锚索补强支护，在北翼二面采动应力影响下，锚杆支护范围内煤体进入整体塑性破坏状态，巷道开始呈现缓慢的蠕变变形；北翼三面采动期间，采空区范围增大，煤柱内应力集中程度急剧增大，由于巷道帮部锚杆支护浅部区域无锚索的紧固，巷道帮部浅部区域呈现整体偏移，巷道变形呈现顶板锚索支护段与帮部无锚索段变形界限差异。

图2　二次采动后煤柱集中应力叠加状态

（3）施工质量不能满足大变形围岩控制要求。北翼三面邻空回风巷钢筋网是由钢筋焊接而成的大网格金属网，钢筋直径一般为6 mm左右，该网强度和刚度较大，因此能够有效阻止松动岩块掉落，而且可以有效增加锚杆支护的整体效果，适用于大变形、高地应力巷道。但在大变形巷道，若连接强度不足，其搭接处裂开，亦不能有效发挥其刚度较大的优势。现场实际开采过程中，北翼三面邻空回风巷钢筋网搭接处经常性出现涨裂情况。

3　邻空巷道围岩控制技术

总结特厚煤层综放开采区段煤柱下巷道剧烈变形特性及影响因素，确定了应力优化+支护强化为原则的特厚煤层综放开采邻空巷道围岩控制技术。

3.1掘进时间点选择

巷道掘进锚杆支护技术在中等稳定以上煤层已有大量的工程实践，但基本都是在邻区段工作面采空区稳定状态下开始掘进，只要合理留设煤柱，巷道受侧向关键顶板破断结构保护，并处于应力降低区，采用高强螺纹钢树脂锚杆支护技术可以取得较好的支护效果。但在不稳定采空区边缘下进行巷道掘进时，由于邻工作面采动造成侧向顶板处于破断、回转和结构性调整不稳定阶段，必然导致巷道围岩的大范围破坏和强烈变形，邻空巷道掘进表现尤为明显，因此选择合理的巷道掘进支护时间点尤为重要。为掌握邻空巷道合适的掘进时间点，针对不同阶段下巷道掘进煤柱内围岩应力特征进行了分析。

（1）迎采阶段围岩应力集中区主要分布于巷道前方及巷道煤柱侧，巷道前方集中应力达到11.5 MPa，应力集中系数高达1.4，煤柱侧集中应力达到9.98 MPa，应力集中系数为1.2，因此该阶段巷道变形量将会非常明显，表现为明显底鼓、巷帮急剧移近。

（2）当巷道在侧向顶板活动稳定后进行掘进时，围岩应力集中区域主要分布于巷道前方及实体煤帮弹性区域，巷道前方集中应力为9.12 MPa，应力集中系数仅为1.1，煤柱侧集中应力9.01 MPa，应力集中系数为1.08，此时巷道煤柱处于应力降低区，该区域巷道变形量较小。

（3）采前掘进阶段，虽然邻工作面回采后集中应力主要分布于实体煤侧区域，巷道煤柱侧处于应力降低区，但由于巷道在工作面未开采期间已进行掘进，因此巷道受到工作面采动的剧烈影响，此时实体煤侧巷道集中应力达到16 MPa，应力集中系数为1.92，巷道围岩变形较大。

综上认为，为保障邻空巷道围岩的稳定性，邻空巷道掘巷需沿已经稳定的采空区边缘进行掘进，避免迎采掘进和采前掘进。

3.2煤柱宽度优化

区段煤柱是指走向长壁工作面之间留设的保护煤柱，其主要作用是隔离采空区。区段煤柱宽度决定着下一工作面沿空巷道的位置，煤柱宽度不同，沿空巷道所受的矿压影响不同。因此，一般将避开采动支承压力峰值作用范围作为确定沿空巷道位置或区段煤柱宽度的主要依据。

根据区段煤柱留设的基本原则，巷道应布置在侧向应力降低区域，基于煤体内应力分布规律现场实测可知，灵东矿单侧工作面回采后，侧向应力峰值位于煤柱侧向14 m位置处，煤柱内塑性区宽度为0～14 m，因此，沿空巷道可布置在距邻采空区14 m范围内。考虑到巷道宽度尺寸，煤柱合理宽度应为8.0～9.5 m。

3.3支护方案的确定

巷道断面为小弧形断面，巷道断面尺寸为4000 mm×4300 mm（宽×高）。针对巷道变形特征对巷道进行加强支护。

（1）顶板支护。锚杆采用杆体为ø20 mm左旋等强500#全螺纹钢锚杆，长度2.4 m，采用加长锚固方式，锚固长度为1200 mm，采用5 mm× 280 mm×450 mm W型钢护板和150 mm×150 mm×10 mm拱型高强度托盘，网片为菱形金属网，由12#铁丝编织而成，网孔规格为50 mm× 50 mm，网片规格2000 mm×1000 mm，锚杆间排距900 mm×900 mm，锚杆预紧扭矩达到300N·m。锚索为ø22 mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线锚索，长度6300 mm，树脂加长锚固，锚固长度2416 mm；采用每排两根和每排一根交错布置，排距900 mm；锚索托盘采用300 mm×300 mm×16 mm拱形高强锚索托盘，配调心球垫，锚索张拉预紧力为200～250 k N。

图3　邻空巷道支护方案

（2）两帮支护。采用的锚杆、护具的规格及布置方式同顶板。采用的锚索型号、护具的规格及布置方式同顶板，但锚索长度为4300 mm。

4　结论

（1）灵东矿特厚煤层综放开采邻空巷道围岩变形呈现两帮整体偏移、底板剧烈底鼓、顶板小变形的特征；巷道顶板锚索支护段与帮部无锚索段呈现较为明显的变形界限差异。

（2）邻空巷道布置位置、巷道掘进时机、围岩支护强度、施工质量为邻空巷道围岩控制的关键影响因素，其中巷道布置位置及掘进时机造成围岩应力叠加效应。

（3）为有效控制邻空巷道围岩剧烈变形，需将巷道布置在应力降低区，区段煤柱合理宽度应为8～9.5 m；巷道应在采空区侧向顶板活动稳定后方可进行掘进；巷道掘进时应加强围岩尤其是巷帮围岩支护。

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（责任编辑 张毅玲）

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.

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TD353

A

高绪龙（1970-），男，江苏省沛县人，汉族，现为灵东煤矿总工程师，从事现场煤矿开采管理工作。