特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖控制技術研究

高緒龍

（扎賚諾爾煤業有限責任公司靈東煤礦，內蒙古自治區滿洲里市，021410）

特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖控制技術研究

高緒龍

（扎賚諾爾煤業有限責任公司靈東煤礦，內蒙古自治區滿洲里市，021410）

為解決靈東煤礦特厚煤層綜放開采巷道劇烈變形的問題，采用鉆孔應力監測系統對煤柱內圍巖應力分布狀態進行了實測分析，并以鄰空巷道圍巖變形特征為基礎，分析了特厚煤層綜放開采巷道劇烈變形的影響因素，確定了以應力環境優化+支護強化為原則的特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖控制技術。研究結果表明巷道布置位置、巷道掘進時機、圍巖支護強度及支護質量為鄰空巷道圍巖控制的關鍵影響因素。為有效控制鄰空巷道圍巖劇烈變形，需將巷道布置在應力降低區，區段煤柱合理寬度應為8～9.5 m；巷道應在采空區側向頂板活動穩定后方可進行掘進；加強巷幫圍巖支護。

特厚煤層 綜放開采 鄰空巷道 圍巖控制技術 巷道支護

長期以來，鄰空巷道圍巖控制一直是現場及科研人員所致力解決的熱點問題之一，巷道的穩定性狀況取決于圍巖的地質力學條件、采掘技術條件以及支護條件等。尤其針對特厚煤層綜放開采，由于開采量及回采空間的增大，相鄰工作面開采期間，上一工作面開采所造成的采動應力對相鄰工作面巷道圍巖控制造成一定影響，若巷道布置及掘進時機不合理，鄰空巷道礦壓顯現較為強烈，相鄰采空區所形成的疊加支承壓力將導致巷道圍巖應力再次重新分布，塑性區顯著擴大，圍巖變形急劇增長。本文以靈東煤礦特厚煤層綜放開采巷道劇烈變形現狀為基礎，通過現場實測、理論分析及模擬計算，對特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖劇烈變形影響因素進行研究，并最終確定了特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖控制技術。

1　現場概況

扎賚諾爾煤業公司靈東煤礦是2006年6月16日開工建設的一座設計能力為500萬t/a的大型礦井，是公司主力礦井之一。采用一井一面，目前礦井開采北翼三面工作面，接續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，節理裂隙發育，煤層自然發火期1～6個月，相對瓦斯涌出量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煤層采用走向長壁綜采放頂煤進行開采，北翼三面傾向長度208 m，走向長度3200 m，割煤高度3.7 m，放煤高度10.1 m，區段煤柱寬度為25 m。由于采掘接續較為緊張，北翼二面回采期間即開始進行北翼三面回風巷的掘進工作，因此北翼三面回風巷道（鄰空巷道）依次經歷了迎采動掘進變形（即北翼三面回風巷掘進與北翼二面工作面回采相遇階段）、工作面后方掘進變形（即北翼三面回風巷掘進至北翼二面采空區階段）、二次采動影響變形階段（即北翼三面回采時回風巷超前階段）。其中迎采動掘進變形及二次采動影響期間，巷道圍巖發生劇烈變形，二次采動時，超前工作面約300 m范圍內巷道幫移近量約為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，可知巷道圍巖變形特征體。

（1）鄰空巷道變形呈現兩幫整體偏移、底板劇烈底鼓、頂板小變形的特征。

（2）巷道頂板錨索支護段與幫部無錨索段變形界限差異較為明顯，有錨索支護的頂板，基本無變形，無錨索支護的兩幫變形量較大。幫部錨桿支護區域基本失效，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特征及圍巖變形時間點，從采場圍巖應力環境、圍巖支護強度及施工質量的角度入手對鄰空巷道圍巖劇烈變形的影響因素進行分析。

（1）采場圍巖應力疊加效應。巷道圍巖應力環境是影響巷道圍巖穩定的重要因素，北翼三面鄰空巷道在迎北翼二面回采掘進及北翼三面二次采動影響下，圍巖應力環境發生明顯改變。其中迎回采面掘進是在不穩定采空區邊緣和強烈動壓作用下掘進巷道，在鄰近工作面強烈采動引起的動態高應力影響下巷道的圍巖應力狀態發生了改變，應力集中系數急劇增大，致使圍巖塑性破壞區和變形量也隨之增大，因此，北翼二面迎采掘進期間鄰空巷道圍巖即發生劇烈變形。

北翼三面回采后，為掌握煤柱內側向不同位置圍巖應力的變化規律，采用鉆孔應力計針對不同時期、隨工作面推進不同位置時煤柱內圍巖應力變化進行觀測，觀測結果見圖1。

圖1　煤柱內不同時期應力集中系數分布規律

由不同位置處煤柱內圍巖應力分布規律可知，超前工作面40 m范圍內，隨著工作面的不斷推進，煤柱內不同深度圍巖應力集中系數不斷增大，當工作面由超前測點40 m推進至超前20 m左右時，煤柱側向不同位置處均已達到應力峰值，當工作面繼續推進至距測點10 m時，相對于之前應力峰值，煤柱側向不同位置圍巖應力集中系數逐漸減小，應力峰值位置向煤柱內部轉移，當工作面推過至距測點10 m后，應力峰值轉移至煤柱內14 m位置，并隨著工作面持續推進一直保持在煤柱內14m位置處。因此，本工作面回采時，上覆巖層破壞，在煤柱內形成新的側向支承壓力，兩工作面回采造成的集中應力在煤柱內疊加，見圖2，應力集中程度急劇增大，巷道開始發生劇烈變形并呈現延續性，即隨著工作面推進，工作面超前支承壓力影響范圍內巷道始終處于大變形狀態。

（2）巷幫支護強度較低，不能滿足圍巖控制要求。目前巷道采用全螺紋等強普通錨桿，桿體直徑18 mm，屈服載荷為87 k N，抗拉載荷126 k N，錨桿預緊力僅為100～150 N·m（約30 k N），由于支護材料強度低，且巷幫并無錨索補強支護，在北翼二面采動應力影響下，錨桿支護范圍內煤體進入整體塑性破壞狀態，巷道開始呈現緩慢的蠕變變形；北翼三面采動期間，采空區范圍增大，煤柱內應力集中程度急劇增大，由于巷道幫部錨桿支護淺部區域無錨索的緊固，巷道幫部淺部區域呈現整體偏移，巷道變形呈現頂板錨索支護段與幫部無錨索段變形界限差異。

圖2　二次采動后煤柱集中應力疊加狀態

（3）施工質量不能滿足大變形圍巖控制要求。北翼三面鄰空回風巷鋼筋網是由鋼筋焊接而成的大網格金屬網，鋼筋直徑一般為6 mm左右，該網強度和剛度較大，因此能夠有效阻止松動巖塊掉落，而且可以有效增加錨桿支護的整體效果，適用于大變形、高地應力巷道。但在大變形巷道，若連接強度不足，其搭接處裂開，亦不能有效發揮其剛度較大的優勢。現場實際開采過程中，北翼三面鄰空回風巷鋼筋網搭接處經常性出現漲裂情況。

3　鄰空巷道圍巖控制技術

總結特厚煤層綜放開采區段煤柱下巷道劇烈變形特性及影響因素，確定了應力優化+支護強化為原則的特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖控制技術。

3.1掘進時間點選擇

巷道掘進錨桿支護技術在中等穩定以上煤層已有大量的工程實踐，但基本都是在鄰區段工作面采空區穩定狀態下開始掘進，只要合理留設煤柱，巷道受側向關鍵頂板破斷結構保護，并處于應力降低區，采用高強螺紋鋼樹脂錨桿支護技術可以取得較好的支護效果。但在不穩定采空區邊緣下進行巷道掘進時，由于鄰工作面采動造成側向頂板處于破斷、回轉和結構性調整不穩定階段，必然導致巷道圍巖的大范圍破壞和強烈變形，鄰空巷道掘進表現尤為明顯，因此選擇合理的巷道掘進支護時間點尤為重要。為掌握鄰空巷道合適的掘進時間點，針對不同階段下巷道掘進煤柱內圍巖應力特征進行了分析。

（1）迎采階段圍巖應力集中區主要分布于巷道前方及巷道煤柱側，巷道前方集中應力達到11.5 MPa，應力集中系數高達1.4，煤柱側集中應力達到9.98 MPa，應力集中系數為1.2，因此該階段巷道變形量將會非常明顯，表現為明顯底鼓、巷幫急劇移近。

（2）當巷道在側向頂板活動穩定后進行掘進時，圍巖應力集中區域主要分布于巷道前方及實體煤幫彈性區域，巷道前方集中應力為9.12 MPa，應力集中系數僅為1.1，煤柱側集中應力9.01 MPa，應力集中系數為1.08，此時巷道煤柱處于應力降低區，該區域巷道變形量較小。

（3）采前掘進階段，雖然鄰工作面回采后集中應力主要分布于實體煤側區域，巷道煤柱側處于應力降低區，但由于巷道在工作面未開采期間已進行掘進，因此巷道受到工作面采動的劇烈影響，此時實體煤側巷道集中應力達到16 MPa，應力集中系數為1.92，巷道圍巖變形較大。

綜上認為，為保障鄰空巷道圍巖的穩定性，鄰空巷道掘巷需沿已經穩定的采空區邊緣進行掘進，避免迎采掘進和采前掘進。

3.2煤柱寬度優化

區段煤柱是指走向長壁工作面之間留設的保護煤柱，其主要作用是隔離采空區。區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，一般將避開采動支承壓力峰值作用范圍作為確定沿空巷道位置或區段煤柱寬度的主要依據。

根據區段煤柱留設的基本原則，巷道應布置在側向應力降低區域，基于煤體內應力分布規律現場實測可知，靈東礦單側工作面回采后，側向應力峰值位于煤柱側向14 m位置處，煤柱內塑性區寬度為0～14 m，因此，沿空巷道可布置在距鄰采空區14 m范圍內。考慮到巷道寬度尺寸，煤柱合理寬度應為8.0～9.5 m。

3.3支護方案的確定

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

（1）頂板支護。錨桿采用桿體為?20 mm左旋等強500#全螺紋鋼錨桿，長度2.4 m，采用加長錨固方式，錨固長度為1200 mm，采用5 mm× 280 mm×450 mm W型鋼護板和150 mm×150 mm×10 mm拱型高強度托盤，網片為菱形金屬網，由12#鐵絲編織而成，網孔規格為50 mm× 50 mm，網片規格2000 mm×1000 mm，錨桿間排距900 mm×900 mm，錨桿預緊扭矩達到300N·m。錨索為?22 mm，1×19股高強度低松弛預應力鋼絞線錨索，長度6300 mm，樹脂加長錨固，錨固長度2416 mm；采用每排兩根和每排一根交錯布置，排距900 mm；錨索托盤采用300 mm×300 mm×16 mm拱形高強錨索托盤，配調心球墊，錨索張拉預緊力為200～250 k N。

圖3　鄰空巷道支護方案

（2）兩幫支護。采用的錨桿、護具的規格及布置方式同頂板。采用的錨索型號、護具的規格及布置方式同頂板，但錨索長度為4300 mm。

4　結論

（1）靈東礦特厚煤層綜放開采鄰空巷道圍巖變形呈現兩幫整體偏移、底板劇烈底鼓、頂板小變形的特征；巷道頂板錨索支護段與幫部無錨索段呈現較為明顯的變形界限差異。

（2）鄰空巷道布置位置、巷道掘進時機、圍巖支護強度、施工質量為鄰空巷道圍巖控制的關鍵影響因素，其中巷道布置位置及掘進時機造成圍巖應力疊加效應。

（3）為有效控制鄰空巷道圍巖劇烈變形，需將巷道布置在應力降低區，區段煤柱合理寬度應為8～9.5 m；巷道應在采空區側向頂板活動穩定后方可進行掘進；巷道掘進時應加強圍巖尤其是巷幫圍巖支護。

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（責任編輯 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，現為靈東煤礦總工程師，從事現場煤礦開采管理工作。