近距离下伏煤层巷道变形特征及其控制方法

武华杰

(太原东山煤电集团生产(建设)技术处，山西 太原 030000)

煤炭资源在我国能源结构中占主导地位，对促进我国经济发展具有重要影响[1-2]。近年来，大部分地下矿山开始了对近距离煤层的开采，然而近距离下伏煤层巷道稳定性问题也随之凸显出来。由于两煤层较近，上煤层回采产生的采动应力，往往导致下伏煤层巷道变形严重，巷道维护困难，增加了开采难度[3-5]。为解决这一问题，就需要研究近距离下伏煤层巷道变形特征及其控制方法，采取有效的技术手段，有效控制巷道变形发展，进而保障工作面的安全回采。在这方面研究中，王艳斌优化了近距离煤层回采巷道支护方案[6]；平明亮针对下伏煤层回采巷道提出了不同顶板厚度条件的支护方法[7]；贾波研究了近距离煤层开采垮落带和裂隙带高度确定方法及巷道围岩应力变化特征[8]。本文以某煤矿近距离煤层工作面回采为工程背景，系统研究了近距离下伏煤层回采巷道变形特征及其控制方法，以保障巷道的稳定性，实现矿山安全高效开采。

1 工程概况

某煤矿主采4号与5号煤层，其中4号煤层厚1.03～1.45 m，平均厚1.32 m，9号煤层厚1.64～2.37 m，平均厚2.04 m，煤层倾角2～7°，平均倾角4°，两煤层间7.6～13.5 m，平均间距9.03 m，为典型的近距离煤层开采，煤岩体综合柱状图见图1。

图1 煤岩体综合柱状图

该矿5103工作面主采5号煤层，标高606～675 m，走向长1 435 m，宽186 m，其南端为5101采空区，在工作面西侧分布轨道巷、胶带巷与总回风巷，其北端为5101工作面；4103工作面主采4号煤层，工作面走向长1 235 m，宽85 m，两煤层工作面位置关系见图2。

图2 工作面位置关系图

由于两煤层间距较近，上煤层回采产生的应力扰动对其底板岩层造成一定破坏，进而影响到下伏煤层巷道的稳定性，导致巷道发生变形或者破坏。为此，需要针对近距离煤层回采条件，研究下伏煤层巷道变形特征，据此提出有效的巷道变形控制方法，保障工作面安全回采。

2 下伏煤层回采巷道变形特征分析

5号煤层工作面巷道采取沿空留巷方式，通过现场调查观测，巷道两帮及顶底板均发生了明显的变形，主要表现为巷道顶板下沉量最大，煤帮侧均匀鼓起，充填体侧呈现锯状凸起，巷道变形情况见图3。

图3 5103工作面巷道变形情况

通过对现场支护结构进行观测，对于煤帮侧锚杆受巷道变形影响，出现了锚杆整体被嵌入巷帮内，以及部分锚杆松动脱落现象，通过对于煤帮侧锚杆整体破坏情况进行统计(帮侧每排3根锚杆)，巷道长度60 m，煤帮上部锚杆破坏率达35.7%，中部锚杆破坏率达39.4%，下部锚杆破坏率达24.9%.可以看出，锚杆以中上部破坏为主。对于顶锚杆索的破坏，主要表现为锚杆索拉剪破断失效以及整体松动脱落两种类型；对于充填体侧的锚杆破坏，主要表现为锚杆嵌入顶底板及松动脱落两种类型，锚杆索破坏情况见图4。

图4 锚杆索破坏情况

综合分析，对于巷道的变形发展，整体表现为顶板及两帮变形较大，底板变形相对较小。现用的锚杆+锚索+金属网支护形式不能有效控制巷道的变形发展，需改进支护结构，以实现巷道围岩变形的有效控制。

3 巷道围岩变形控制方法

3.1 技术方案

针对该矿下伏5号煤层工作面留巷变形特征，研究提出巷道加强支护与切锚一体化相结合的巷道变形控制方法，见图5，即在巷道加强支护基础上，采用切顶卸压与注浆锚索支护相结合控制巷道变形。对于切顶卸压，主要采用水力压裂方法实施在工作面顶板超前支护位置，待顶板裂隙发育后，在超前支护位置采用注浆锚索进行注浆加固。二者的相互结合，一方面可以减少因水力压裂产生的悬顶长度，另一方面可以实现顶板的有效卸压，限制顶板离层发展，保障巷道围岩的稳定。

图5 切锚一体化方法示意

3.2 巷道加强支护方法

该矿5103工作面沿空留巷断面尺寸为长×宽×高=4.2 m×2.5 m×3.0 m，巷道采取π型梁+单体支柱结构的“一梁三柱”加强支护方式，两侧单体支柱距离梁头0.25 m，距两帮0.5 m，梁距1.5 m；煤帮侧锚杆间距0.8 m，长2.0 m，上部锚杆距顶板0.3 m，下部锚杆距底板0.2 m，在煤帮中心位置补打1根钢绞线锚索；顶板锚杆间距0.8 m，长2.3 m；顶板锚索间距0.8 m，长6.5 m。随工作面推进，当留巷段距工作面达150 m时，可对单体支护进行回收，巷道加强支护方式见图6。

图6 巷道加强支护图(mm)

3.3 巷道切锚一体化稳固方法

在工作面前方约160 m位置的巷道顶板沿工作面走向布置20排水力压裂钻孔，钻孔倾角60°，长25 m，排距9 m，致裂压力为55 MPa，采取倒退压裂方式，有效压裂范围12～23 m，布置方式见图7。

图7 压裂钻孔布置方法图

相邻压裂钻孔间布置5排注浆锚索，每排布置3根，注浆锚索间排距为1.2 m×1.6 m，注浆锚索与巷道顶板相互垂直，注浆锚索规格为D2.16 mm×6 300 mm，与巷道钢绞线锚索交错布置，注浆锚索布置方式见图8。

图8 注浆锚索布置图(mm)

4 数值模拟分析

4.1 数值模型构建

为了验证所提出巷道变形控制方法的可靠性，采用FLAC3D软件进行切顶卸压与注浆锚索加固数值模拟分析，根据矿山煤岩体综合柱状图，构建数值分析模型如图9所示，模型长×宽×高=480 m×510 m×190 m，为避免边界效应影响，在工作面倾向留设50 m边界，走向留设130 m边界，数值模拟用岩体力学参数见表1。

表1 岩体力学参数

图9 数值分析模型

4.2 切顶卸压数值结果分析

分别模拟回采5103工作面与4105工作面，巷道垂直应力变化情况见图10。可以看出，两工作面回采时，巷道处于应力降低区。当回采5103工作面时，巷道煤帮侧最大垂直应力约为22 MPa，充填墙侧约为18.5 MPa；当回采4105工作面时，巷道煤帮侧最大垂直应力约为21.5 MPa，充填墙侧约为17.5 MPa。巷道切顶卸压效果显著。

图10 巷道垂直应力分布图

4.3 注浆锚索加固数值结果分析

工作面回采巷道位移变化情况见图11。随工作面回采，巷道顶板最大垂直位移约为480 mm，底板最大垂直位移约为325 mm；巷道煤帮侧最大水平位移约为375 mm，充填墙侧最大水平位移约为285 mm。与切锚一体化控制围岩变形方法实施前相比，巷道整体变形得到了明显的控制，整体变形量较小。

图11 巷道位移分布图(mm)

综合数值模拟分析，采取切锚一体化巷道变形控制方法，可以有效控制巷道变形发展，保障工作面回采的安全可靠。

5 现场实践效果分析

为了进一步验证该方案的可靠性，在5号煤层5103运巷进行现场试验，并对巷道变形情况进行了监测，分别在工作面前方约200 m位置与100 m位置布置监测点A与B，其中A监测点为未试验段，B监测点为试验段，用来监测巷道两帮及顶板位移变化情况，监测周期60 d。

巷道变形监测结果如图12所示，随着工作面推进，巷道顶底板及两帮整体位移表现为快速增加-缓慢增加变化特征。巷道变形趋于稳定后，对于试验段A测点，顶板下沉量达1 164 mm，两帮移近量达765 mm；对于试验段B测点，顶板下沉量达475 mm，两帮移近量达372 mm，巷道实施切锚一体化控制方法后，顶板下沉量降低59.2%，两帮移近量降低51.4%.综合分析，采用水力压裂切顶与注浆锚索相结合的围岩变形控制方法，有效保障了巷道的稳定性。

图12 巷道变形监测结果

6 结 语

1) 下伏煤层回采巷道呈现顶板整体下沉及充填墙侧锯状凸起变形特征，锚杆(索)主要为拉剪破断及松动失效破坏特征，表明现用支护手段无法满足巷道稳定性要求，需改进支护方法。

2) 针对巷道围岩变形控制，在加强支护的基础上，研究提出了水力压裂切顶与注浆锚索相结合的巷道变形控制方法；通过数值模拟分析，该方法可以将巷道围岩压力控制在22 MPa以下，巷道变形控制在480 mm以下，使巷道变形发展得到有效控制。

3) 通过现场试验，实施切锚一体化控制方法后，巷道顶板下沉量降低59.2%，两帮移近量降低51.4%，有效保障了巷道的稳定性。