综放工作面软底沿空留巷围岩控制技术研究

宋旭斌

(山西潞安矿业(集团)有限公司古城煤矿，山西 长治 046108)

沿空留巷作为无煤柱开采核心技术之一，在提高煤炭资源采出率，减少资源损失，缓解矿井采掘接替紧张等方面发挥着举足轻重的作用，是实现煤炭资源绿色开采的重要技术[1-4]。侯朝炯[5-7]等总结沿空留巷围岩结构特点和变形特征，提出综放工作面沿空留巷“围岩大-小结构”观点；袁亮[8]结合沿空留巷围岩特征与顶板“O-X”破坏规律，提出采“三位一体支护技术+切顶卸压”确保围岩小结构的稳定；张农[9-13]等认为沿空留巷期间基本顶形成“砌体梁”结构后，引发薄弱岩层分次垮落，未垮落岩层形成楔形承载区，主关键层破断后，楔形承载区达到最大；张自政、柏建彪[14，15]等针对破碎围岩沿空留巷，建立弹性损伤力学模型，提出沿空留巷充填区域分区动态加固支护技术。张帅[16]采用Winker弹性地基理论模型，建立了沿空留巷底鼓力学模型，验证了巷道变形的非对称性。孙江[17]在沿空巷道配合切顶卸压技术，对巷道围岩变形进行有效控制。高喜才[18]提出分区域多介质耦合支护技术可有效控制顶板变形，实现了工作面的快速推进。杨计先[19]通过沿空留巷空间“小”结构控制技术设计的关键参数，留巷效果优异。郑立军[20]配合定向预裂爆破技术，实现了对沿空留巷围岩变形的合理控制。综上所述，专家学者对沿空留巷围岩变形机理、失稳特征、充填支护技术、顶板卸压等方面做了大量研究，取得了丰硕的研究成果。但是综放工作面软底特殊情况下沿空留巷稳定性控制研究较少，存在一定的研究空白。

古城煤矿S1303辅助进风巷属于典型软底沿空留巷，现场调研发现S1303辅助进风巷(为上工作面沿空留巷)实体煤帮变形显著，底鼓明显，巷道断面收缩严重，支护结构破坏，需要反复进行扩帮挖底作业，因此研究综放工作面软底沿空留巷围岩控制技术意义重大。

1 工程概况

1.1 生产地质条件

古城煤矿S1303工作面切眼水平距357m，工作面走向可采长度1234.5m，埋深632～666m，平均埋深649m，煤层厚度为6.35m。S1303工作面北接S1301工作面(已回采)，南部为实体煤，西为S3303工作面，东接南翼辅运大巷，周围为未开采区域。工作面回采巷道均按双巷布置，即S1303工作面辅助运输巷、S1303工作面运输巷、S1303工作面回风巷、S1303辅助进风巷。其工程平面布置如图1所示。

图1 S1303工作面布置

煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，局部为砂岩。底板为黑色泥岩、砂质泥岩，深灰色粉砂岩。工作面沿煤层倾斜布置，沿走向推进。为了工作面的通风管理，采用三进一回通风布置方式，S1303辅助进风巷为上工作面沿空留巷，沿空留巷段采用柔模混凝土墙支护技术。

1.2 沿空留巷围岩变形特征

S1303辅助进风巷为上工作面沿空留巷，沿煤层顶板布置，巷道断面为矩形，断面尺寸为5200mm×3800mm。支护方式如下：顶板每排7根锚杆，间排距800mm×1000mm，实体煤侧肩角锚杆均与巷帮成15°外斜布置，距巷帮均为200mm，其余锚杆全部垂直顶板布置；帮部每排4根锚杆，间排距1000mm×1000mm，实体煤帮上部锚杆上斜15°布置，距顶300mm，实体煤帮下部锚杆下斜15°布置，距底300mm，其余锚杆全部水平布置。锚索间排距1600mm×1000mm，均垂直打设，靠近S1301采空区侧打设1.5m宽柔模墙体。

根据现场观测，S1301工作面推过之后，沿空留巷段在工作面后方10m左右时，巷道围岩变形较小，巷道断面比较完整；当留巷段在工作面后方60m开始，巷道围岩变形剧烈，巷道实体煤侧帮鼓严重，底鼓明显，两者变形最大区域均超过1m。整个沿空留巷断面变形之后有如下特征：整体变形呈现明显非对称性，实体煤帮鼓严重、底鼓严重，且靠近实体煤侧底鼓明显大于柔模墙体侧；顶板和柔模墙体变形量在合理范围内，且柔模墙体侧顶板下沉量大于实体煤侧，沿空留巷原支护方案与巷道变形特征如图2所示。

图2 沿空留巷原支护方案与巷道变形特征

2 软底沿空留巷围岩应力分布特征研究

古城煤矿S1303辅助进风巷由上工作面(S1301)回采后沿空留巷得到，留巷期间，受周边支承压力影响，导致围岩变形严重，应力重新分布。为进一步确定侧向支承压力对巷道围岩造成的影响，利用FLAC3D数值模拟软件分析沿空留巷阶段侧向支承压力分布特征。

2.1 模拟参数与本构模型

根据S1301工作面现场钻孔资料，建立沿空留巷简化三维地质模型，模型长×宽×高=250m×100m×50m，四周边界固定水平速度为零，底部固定垂直速度为零，并施加围岩应力构成应力边界，顶部施加等效上覆岩层自重的均布荷载16.23MPa，λ=1.0，如图3所示；选用莫尔-库仑本构模型，岩层参数见表1，采空区选用双屈服本构模型进行模拟。

图3 模型尺寸及边界设置

表1 煤岩力学参数

工作面回采过后，顶板逐渐垮落充满采空区，矸石压实后，相关力学参数发生显著变化，具有明显的应变硬化特点，自身承受的支承压力显著提升。可见冒落矸石承载能力对工作面周边支承压力的影响较为明显。因此需借助双屈服模型，确定矸石压实不同阶段的应变硬化特性，更好地还原井下力学环境。

覆岩对采空区矸石的压力参数可借助Salamon公式进行确定：

式中，σ为施加于采空区矸石上的压应力，MPa；ε为采空区矸石的体积应变；εmax为采空区矸石最大体积应变；E0初始切向模量，GPa。

式中，σc为3#煤层顶部位置的初始铅垂应力，取16.23MPa；b为采空区矸石碎胀系数。

式中，hc为工作面煤层开采高度，取6.35m；hcr为采空区垮落带的高度，取21.6m。

结合式(2)—式(4)可得采空区矸石最大体积应变是0.227、初始切向模量为26.05GPa、碎胀系数为1.294，并借助式(1)确定双屈服模型顶部应力与应变之间的数值对应关系。

表2 双屈服模型中采空区矸石的应力-应变关系

通过子模型(长×宽×高=1m×1m×1m)进一步验证模型参数的准确度，将底部与四周位移进行固定处理，仅在顶部施加以恒定速率变化的荷载，模拟加载效应。模型相关参数借助体积模量、剪胀角、内摩擦角等的迭代变化实现有效调整，采用试错的方法验证相关参数的合理性。将体积模量、剪切模量、剪胀角、内摩擦角以及采空区矸石密度依次设定成9.69GPa、7.25GPa、7°、30°和1800kg/m3，相关模拟结果与Salamon公式计算数据如图4所示。

图4 数值模拟和Salamon公式计算应变-应力曲线对比情况

由图4可知，子模型模拟结果和Salamon公式计算结果表现出较高的一致性，借助于此便能够进一步确定关于优化后采空区矸石的双屈服本构模型相关参数，详情见表3。

表3 采空区矸石双屈服模型主要力学参数

2.2 基于组合拱梁的锚杆支护作用分析

模型平衡后分步开挖工作面，同时构建柔模墙体，再次平衡，得到工作面后方沿空留巷严重变形时的应力变化情况和塑性区分布特征，通过设置应力监测线，对侧向支承压力进行研究。

1)模拟得到工作面回采之后，沿空留巷变形严重阶段的塑性区变化特征和垂直应力分布情况如图5所示。由图5(b)和图6可以看出沿空留巷两侧各存在一个应力升高区，分布在柔模墙体上和实体煤侧距煤壁7.5m处，对应的侧向支承压力峰值分别为40MPa、18.6MPa。

2)由图5(a)塑性区的分布可得围岩的破坏主要集中在实体煤侧顶底板、柔模墙体附近顶板，且应力集中程度更高的柔模墙体基本保持完好，符合现场沿空留巷变形特征。主要是由于帮底区域为实体煤，其承载能力远小于人工构建的柔模墙体导致。

图5 模拟结果

3)根据图6实体煤侧向支承压力分布情况可知，实体煤帮部钻孔卸压合理范围在距煤壁7～20m。

图6 沿空留巷两侧垂直应力曲线

3 围岩分区协同控制技术

3.1 巷帮分段扩孔卸压技术

针对S1303辅助进风巷为软底沿空留巷，围岩条件较为复杂，且巷道变形严重的情况，提出以“控顶-限帮-让底”为核心思路的围岩分区协同控制方案。

变孔径钻孔卸压原理如图7所示，即利用可变直径钻头，在巷道锚固区内采用小直径钻孔，避免浅部钻孔产生的塑性区相互贯通，减少钻孔对巷道浅部围岩承载结构的破坏，降低钻孔对巷道支护体强度的影响。在锚固区外、应力峰值点前采用大直径钻孔，多个钻孔形成塑性区相互贯通，形成卸压带，降低巷道围岩高应力，实现应力转移与围岩控制的目标。

图7 变孔径钻孔卸压原理

帮部桁架锚索系统控制高应力巷道变形机理可简要概括为“双向施力、长软抗剪、线型承载、锚固点稳、变形闭锁”五条准则，限制开挖后巷道围岩出现拉、剪破坏，维护高应力巷道支护稳定。

根据前述研究，S1303辅助进风巷围岩呈现典型的非对称特征，如图8所示，巷道右帮为柔模墙体，整体强度高；左帮为实体煤，超过1m厚的底煤构成软底，即左帮和软底构成巷道围岩浅部压剪破坏区。

图8 围岩分区协同控制技术

该沿空留巷后期维护成本主要用于扩帮作业，整个控制方案的核心是留巷时期适当补强顶板支护，强化帮部控制，使煤帮应力向深部转移，同时利用底板释放，在软底形成卸压区，构成围岩分区协同控制系统。整个沿空留巷的控制方案如下：①在构建柔模墙体的同时，补打煤帮短锚索形成桁架结构，控制煤帮整体变形；②同时在实体煤侧底板补打一根锚杆，防止出现严重底鼓；③在工作面推过留巷段前，开始在煤帮进行分段扩孔卸压，保证补强支护效果的同时，将浅部围岩应力往深部转移；④适当补强顶板支护，实现巷道断面尺寸的合理控制。

3.2 狭小空间快速挖底技术

为了达到卸压效果，实现应力的转移与释放，并未对软弱底板煤层进行有效控制，势必会造成底鼓现象，这便形成了“让底”的思路，通过底板的变形，进一步为巷道两帮与顶板创造低应力环境。但S1303辅助进风巷所处空间较为狭小，为充分保证底煤的短距离快速运输，降低工人劳动强度，研发一种快速挖底短距离运输装备，实现对底煤的高效处理，如图9所示。

图9 快速挖底设备原理

该装置通过在S1303辅助进风巷超前段安装单轨吊，通过承载小车加吊链与螺旋输送机进行连接，单轨吊通过制动器、驱动油缸、连接杆进行驱动，带动螺旋输送机，通过连接杆带动承载小车的移动，从而使螺旋输送机同步调前进，底煤运输流程为：先人工处理底煤，将其铲进螺旋输送机的进料窗，将其输送至工作面机尾处，经过螺旋输送机尾部放料窗，之后转接至溜槽内，将底煤送至工作面前刮板输送机，最终送至地面。

4 工业性试验研究

4.1 支护方案与参数

S1303辅助进风巷为本次实验巷道，在工作面推过之后留巷，沿煤层顶板布置，矩形巷道断面尺寸为5200mm×3600mm，综合数值模拟、理论分析、工程类比等方法确定围岩分区协同控制的沿空留巷具体方案和参数如图8所示。

1)留巷前支护。如图10(a)黑色部分所示，顶板每排7根锚杆，间排距800mm×1000mm，实体煤侧肩角锚杆垂直15°外斜布置，其余锚杆全部垂直顶板布置；帮部每排4根锚杆，间排距1000mm×1000mm，帮肩和帮脚锚杆斜15°布置其余锚杆全部水平布置。长锚索间排距1600mm×1000mm，每排三根，均垂直打设。所有锚杆采用直径22mm，长度2400mm，长锚索直径22mm，长度8300mm。

2)留巷后支护。在施工柔模墙体同时，顶板补强，在原有基本上补打两根长锚索，如图10(a)所示；在实体煤帮补打短锚索，直径22mm，长度4300mm，间排距1000mm×1000mm，具体位置在两根锚杆的中间高度上，分别距顶帮800mm，并用槽钢连接，形成桁架结构；在底板距离实体煤帮800mm位置，倾斜45°补打底板锚杆，锚杆规格与顶板相同，排距2000mm。补强支护后进行分段钻孔卸压，在实体煤帮中间位置钻孔，浅部钻孔长度4m，直径100mm，深部扩大成直径250mm，长度16m，排距2000mm。

图10 S1303辅助进风巷留巷后支护方案(mm)

4.2 效果监测

为了验证围岩分区协同控制方案的效果，需要对S1303辅助进风巷沿空留巷后进行围岩变形观测。采用十字布点法在沿空留巷表面安设测点监测巷道断面变形收敛情况。

1)S1303辅助进风巷沿空留巷后围岩位移曲线如图11所示，沿空留巷断面整体收敛较小，底鼓量在留巷七天后快速增加，但最大值小于200mm；在一个月的监测中，顶板下沉量最大值小于160mm，实体煤帮最大变形量小于80mm，柔模墙体最大变形量小于60mm，说明围岩控制方案效果显著。

图11 位移监测数据变化曲线

2)从现场检查情况来看，锚杆索支护结构稳定，柔模墙体基本无倾斜，卸压钻孔全部坍塌，卸压效果良好，大幅减少了扩帮时间和成本，减小了劳动强度，保证了沿空留巷的稳定，实现了无煤柱高效开采。

根据现场S1303工作面每天进尺3.2m，通过快速挖底装置的使用，可将人工挖底的效率提升1倍，节省人力成本，提高工人操作的安全性，实现了对软弱煤层底板的快速高效处理。

5 结 论

1)综放工作面软底沿空留巷变形特征为：整体变形呈现明显非对称性，实体煤帮鼓明显、底鼓严重，实体煤侧底鼓量大于柔模墙体侧，且柔模墙体侧顶板下沉量大于实体煤侧。

2)通过数值模拟研究发现沿空留巷围岩破坏主要发生在实体煤帮，而非应力集中程度更高的柔模墙体侧，主要原因是实体煤承载能力远小于人工构建的柔模墙体。

3)针对S1303辅助进风巷为软底沿空留巷，围岩条件较为复杂，且巷道变形严重的情况，提出以“控顶-限帮-让底”为核心思路的围岩分区协同控制方案。

4)根据现场监测结果，沿空留巷底鼓量最大值小于200mm；顶板下沉量最大值小于160mm，实体煤帮最大变形量小于80mm，柔模墙体最大变形量小于60mm。断面收敛小，证明围岩分区协同控制方案可有效控制巷道围岩变形。