近距离煤层下位外错巷道变形机理及控制技术

徐军见

(1.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆 400037； 2.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆 400037)

我国煤层赋存条件复杂多样，近距离煤层群分布广泛。近距离煤层由于煤层间距较小，上分层回采后，覆岩运动和采空区垮落的矸石在不同程度上影响下分层的应力分布及顶板完整性[1-2]；同时，上分层回采时残留的巷道保护煤柱附近会形成应力集中，对下分层回采巷道的留设和维护产生较大影响[3-4]。

国内相关科技人员针对近距离煤层下位巷道变形机理及控制技术进行了大量研究：王龙飞等通过研究上分层底板应力分布规律，以及不同层间距巷道围岩变形情况，发现近距离煤层群下分层回采巷道围岩变形量随内错距离的增加而减小，应力降低区范围为30 m[5]；郭玉等通过建立近距离软岩巷道底板应力增量计算模型，分析了其变化规律和塑性区的动态扩展过程，揭示了围岩的变形特征和破坏机理，据此提出了该类巷道的控制技术，并成功应用于工程实践[6]；马振乾等以芦岭煤矿近距离煤层开采为背景，通过分析近距离煤层开采过程中底板应力演化规律及位移分布特征，表明底板应力分布有周期性波动现象，且应力集中程度与煤层的法向距离呈负相关关系[7-8]。

以新疆西沟煤矿为工程背景，运用数值模拟和现场监测的方法，研究近距离煤层下位外错巷道的应力分布情况、变形破坏特征，进一步分析该巷道的变形机理，在此基础上确定外错巷道的控制原则和控制技术，并应用于煤矿现场，通过巷道顶底板数据监测，分析控制技术的应用效果，为今后类似条件下的巷道维护提供借鉴。

1 工程背景

西沟煤矿目前的主采煤层为B3和B4煤层，其中B4煤层为上层煤，平均厚度4.8 m，B4煤层回采将近完成。B3煤层可采厚度5.0 m，煤层结构简单，不含夹矸，顶板平均厚度为5.1 m，岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩；底板平均厚度为11.1 m，岩性为泥质粉砂岩、粉砂岩、粗砂岩、泥岩、细砂岩。由于B3煤层距离B4煤层较近，仅为5.1 m，受上覆煤层影响，B3煤层顶板属破坏性顶板，极不稳定。

IW303综采工作面位于IW403工作面下部，IW303运输巷外错IW403运输巷3.8 m布置，工作面及巷道布置如图1所示。

图1 工作面及巷道布置剖面图

IW403工作面回采后已将B3煤层IW303工作面顶板彻底破坏，将对B3煤层IW303回采工作面两巷超前支护、顶板控制造成很大困难，IW303运输巷工作面前方200 m处，顶底板位移量约为1 350 mm，两帮位移量约为1 580 mm。如果政策性停产造成工作面无法正常推进，可能导致工作面煤壁切顶，造成工作面漏顶，工作面难以保障正常安全生产。因此，针对IW303综采工作面实际情况，采取理论分析、数值模拟的方法，研究IW303回采巷道变形特征及破坏机理，并提出针对性的控制方案，且对控制效果进行考察。

2 数值模拟

使用FLAC3D有限元数值模拟软件对近距离煤层下位外错巷道进行模拟，并分析其在上层煤回采和本煤层回采过程中下位外错巷道的应力、位移及塑性区变化情况，进而揭示下位外错巷道的变形特征和破坏机理，为合理实施控制提供技术支撑[9]。

根据新疆西沟煤矿的实际情况建立模型，设计模型截面尺寸为：高×宽×长=38 m×60 m×50 m。模型采用莫尔-库仑破坏准则，边界条件为水平方向滚轴支座，底部边界为固定支座。围岩性质与现场保持一致，具体参数见表1[10-11]。

表1 煤层顶底板岩体力学参数

2.1 IW403工作面回采对IW303运输巷应力影响情况分析

IW403工作面回采影响下位巷道IW303运输巷应力重新分布，具体影响情况如图2所示。

(a)塑性区分布情况 (b)最大主应力分布云图

由图2可以看出：

1)随着B4煤层IW403工作面回采，造成B3煤层IW303运输巷应力重新分布，且IW303运输巷右上角靠近IW403工作面采空区一侧，发生塑性破坏，破坏以剪切破坏为主，范围一直延伸到IW403工作面采空区，破坏情况见图2(a)。

2)B4煤层IW403工作面回采过后，上覆岩层作用力主要集中在IW403工作面采空区边缘，而IW303运输巷外错IW403运输巷3.8 m布置，处于应力增高区，在强大的应力作用下，IW303运输巷发生塑性破坏，应力进一步向实体煤深处转移，如果不采取有效的卸压和支护措施，IW403运输巷维护较为困难，应力分布情况见图2(b)。

2.2 IW403回采对IW303运输巷位移的影响

在IW403综采工作面回采影响下，IW303运输巷发生较大围岩变形，具体变形位置和变形程度如图3所示。

图3 IW403工作面回采对IW303运输巷位移的影响

由图3可以看出：

1)在上覆岩层集中应力作用下，IW303工作面运输巷发生严重变形，其中水平位移以左帮为主，但造成左帮位移的主要原因是浅部围岩变形，深部变形不严重，可采取适当的加固措施进行加固；右帮虽然变形不大，但是右帮煤岩体在集中应力作用下已经发生破坏，进而发生整体位移，因此，常用的加固措施效果不明显。

2)受IW403工作面回采影响，IW303运输巷顶板发生急剧下沉，随着围岩应力重新分布且趋于稳定，顶板下沉速度逐渐放缓。

2.3 IW303超前应力对IW303运输巷应力的影响

在IW303超前应力影响下，IW303运输巷再次发生严重破坏，具体应力分布情况如图4所示。

图4 IW303超前应力对IW303运输巷应力的影响

由图4可以看出：

1)在IW303超前应力影响下，IW303运输巷应力急剧增大，最大可以达到原应力的2～3倍；

2)在IW303超前应力叠加作用下，应力进一步向煤体深部转移，仅在IW303运输巷左侧煤体深部存在弹性核区，承载上覆岩层作用力，IW303运输巷浅部围岩受到不同程度的拉应力，在拉应力作用下，巷道破坏加剧，且维护较为困难。

3 控制技术

3.1 控制原理

基于上述分析可知，B3煤层距离B4煤层较近，且IW303运输巷外错于IW403工作面布置，处于应力增高区，在IW403工作面回采和IW303运输巷超前应力作用下，巷道发生严重变形破坏，出现顶板下沉、底鼓、两帮变形等典型矿山压力现象；同时，由于集中应力作用，IW303运输巷右帮整体发生塑性破坏，常规锚杆支护难以实现对破碎煤岩体的有效锚固，加上上覆岩层整体下沉，如果仍采用常规锚杆、索支护，难以应对顶板整体下沉；如果不能及时有效采取措施转移顶板压力，控制巷道变形，极易造成大范围冒顶事故。据此，提出“断顶孔+卸压孔+高预应力锚索+单体液压支柱的立体联合控顶技术”，其原理是：首先利用断顶孔+卸压孔组合切断IW403工作面采空区边缘悬顶，让上覆岩层作用力向煤体深部转移，降低下位巷道应力集中程度，同时减小围岩应力；然后，采用高预应力锚索深入B4煤层顶板锚固，对巷道顶板施加轴向压应力，增加顶板完整性，提高顶板煤岩体的内摩擦角和黏聚力，增高顶板岩层的强度，改变整个巷道的受力状态，提高其稳定性和承载能力；最后，在IW303运输巷超前60 m布置单体液压支柱，进一步减小巷道顶板下沉，削弱局部冒顶风险，保证巷道整体稳定[12-16]。

3.2 控制技术

1)断顶孔[17-18]

施工位置：IW303运输巷左上隅角；

施工规格：∅50 mm×30 000 mm，排距12 000 mm；

施工角度：24°；

断顶方式：深孔炸药致裂。

2)卸压孔[19-20]

施工位置：IW303运输巷左帮；

施工规格：∅108 mm×16 000 mm，间排距 1 200 mm×1 200 mm；

施工角度：0°。

3)帮锚索支护

施工位置：IW303运输巷两帮

锚索形式和规格：锚索规格为∅15.2 mm×6 000 mm 的高强度鸟巢锚索，极限破断拉力为320 kN，采用2支Z2335和1支K2335低黏度树脂药卷锚固；

施工角度：0°；

间排距：1 800 mm×1 800 mm；

预紧力：200 kN。

4)顶锚索支护

施工位置：IW303运输巷顶板

锚索形式和规格：锚索规格为∅18.9 mm×13 500 mm的高强度鸟巢锚索，极限破断拉力为 320 kN，采用2支Z2335和1支K2335低黏度树脂药卷锚固；

施工角度：80°；

间排距：1 600 mm×1 600 mm；

预紧力：200 kN。

5)单体液压支柱支护

施工位置：IW303运输巷超前工作面60 m；

间排距：1排3根单体液压支柱均匀布置于巷道中间，间距500 mm，排距1 000 mm。

具体控制技术参数如图5所示。

图5 IW303运输巷控制技术参数断面图

3.3 控制效果

为验证“断顶孔+卸压孔+高预应力锚索+单体液压支柱的立体联合控顶技术”的顶板控制效果，在IW303运输巷工作面前方200 m处，选择100 m监测段进行工业性试验，验证方式为对巷道表面变形和预应力锚索受力进行监测，以分析下位外错巷道控制效果。监测结果如图6所示。

(a)巷道变形情况监测曲线

由图6(a)可知，控制方案实施后，IW303运输巷变形速度和整体变形量均大幅降低，并在方案实施30 d后逐渐趋于稳定，稳定时两帮变形量约为 130 mm，顶板下沉量约为200 mm，均在可控范围之内；由图6(b)可知，预应力锚索受力变化趋势与巷道变形趋势基本一致，锚索载荷变化速度最快的是顶板锚索，大约为30 kN/d，在20 d后变化趋于稳定，最大锚索受力为230 kN左右，小于该锚索最大破断拉力为320 kN，在安全范围之内。监测期间IW303运输巷没有再出现漏顶现象，巷道整体性较好，围岩变形得到了有效控制。

4 结论

1)在IW403工作面回采和IW303超前应力叠加作用下，上覆岩层作用力主要集中在IW403工作面采空区边缘，下位外错巷道IW303运输巷处于应力增高区，在强大的应力作用下，IW303运输巷发生以剪切破坏为主的塑性破坏，巷道发生严重变形，其中水平位移以左帮为主，右帮虽然变形不大，但是右帮煤岩体在集中应力作用下已经发生破坏，进而发生整体位移，常用的加固措施控制效果不明显。

2)根据数值模拟结果，提出“断顶孔+卸压孔+高预应力锚索+单体液压支柱的立体联合控顶技术”，利用断顶孔+卸压孔组合切断IW403工作面采空区边缘悬顶，向岩体深处转移其上覆岩层集中应力，减小围岩应力；采用高预应力锚索加固顶板；最后布置单体液压支柱，进一步减小巷道顶板下沉。三者结合可有效维护巷道稳定。

3)工业性试验结果表明：控制方案实施后，IW303运输巷变形速度和整体变形量均大幅降低，并在方案实施30 d后逐渐趋于稳定；最大锚索受力在230 kN左右，小于该锚索最大破断拉力320 kN，在安全范围之内。监测期间IW303运输巷没有再出现漏顶现象，巷道整体性较好，围岩变形得到了有效控制。