木瓜矿近距离采空区下无煤柱沿空掘巷围岩稳定控制研究

苗伟杰

（霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司方山木瓜煤矿，山西 方山 33100）

0 引言

沿空掘巷是指沿邻近采空区留设一定宽度的煤柱掘进下工作面回采巷道，根据煤柱宽度可分为宽煤柱沿空掘巷、窄煤柱沿空掘巷、无煤柱沿空掘巷[1-3]。长期以来，受采掘理念与支护技术的制约，国内大多矿井常采用宽煤柱沿空掘巷，而且采用的煤柱宽度刚好将巷道布置在邻近工作面采空区支承压力范围内，不仅将巷道布置于高应力环境，还造成了煤炭资源的极大浪费[4-5]。针对该问题，很多专家学者进行了相关研究，提出窄煤柱沿空掘巷技术。窄煤柱沿空掘巷是指将巷道布置在采空区侧的卸压范围内，改善巷道围岩应力环境，同时提高煤炭回收率[6-7]。无煤柱沿空掘巷是指在采空区侧不留煤柱或直接在采空区内掘进回采巷道[8-9]，相对而言，无煤柱沿空掘巷具有煤炭回收率显著提高、掘进巷道探水等环节相对减少、巷道围岩应力环境明显改善等优点，加上随着采掘和支护技术的不断进步，无煤柱沿空掘巷技术将逐渐得到推广应用。

自上世纪20年代以来，大量专家学者研究了采空区覆岩顶板断裂形态和活动规律，形成了众多研究成果，比如悬臂梁假说、预成裂隙假说、铰接岩块假说、砌体梁假说、关键层理论、传递岩梁理论等等[10-12]，这些假说、理论为无煤柱沿空掘巷技术的发展提供了坚实基础。本文通过调研试验工作面采掘地质条件，采用FLAC3D有限差分软件评估工作面应力环境，开发锚网梁索主动联合支护技术，现场试验验证了无煤柱沿空掘巷的适用性以及支护技术的合理性和可靠性。

1 工程背景

木瓜矿10-102工作面煤层产状整体为一单斜，煤岩层走向NE，倾向NW，倾角4°~8°，平均6°；煤层平均厚度2.95 m，煤层结构简单，直接顶为泥岩，厚度在0.3~1.8 m之间，平均1.1 m，岩层呈黑色、致密、块状、平坦状断口；基本顶为砂质泥岩，厚度在0.5~2.2 m之间，平均1.4 m，岩层呈灰黑色，致密较硬，棱角状断口；直接低为泥岩，平均厚度0.8 m，岩层呈黑色、致密、块状、平坦状断口；基本底为泥岩，平均厚度2.84 m；岩层呈灰白色，质软，参差状断口。

10-102工作面位于一采区准备巷道左翼，该工作面以东为实体煤，以南为南区实体煤，紧邻一采区边界，以西紧邻10-106采空区，由于其顶板岩性较软弱，采空区冒落充分，岩块相互铰接较好，为无煤柱沿空掘巷提供一个较好的围岩环境。同时现场调研发现，该工作面上方垂直距离7~8 m左右为9号煤层（煤层厚度约3.2m）采空区，因此，该工作面受上覆工作面和邻近工作面残余采动应力叠加影响，煤层围岩应力环境较为复杂，因此，在确定沿空掘巷煤柱宽度之前，应先对工作面围岩应力环境进行评估。

图1 工作面采空区相对位置图

2 工作面应力环境评估

为评估工作面围岩应力环境，采用FLAC3D有限差分软件，建立工作面重复开采数值计算模型，模型尺寸长×宽×高为210 m×30 m×120 m，其中上覆工作面和邻近工作面开采范围宽度均为90 m，模型四周及底部采用固定位移边界，模型上边界施加均匀载荷模拟岩层所受重力边界（取8.4 MPa），侧压系数取0.8，岩层采用摩尔库伦本构模型，采空区采用双屈服本构模型。

图2 给出了上覆工作面单一采动影响下，该工作面煤体垂直应力和水平应力分布图（应力值提取路径为煤层中线），由图可以看出，工作面煤体垂直应力峰值点约位于距上覆采空区边缘-9～-8 m范围内，应力值为27.0 MPa，应力集中系数约3.0，距上覆采空区边缘-30～-7m范围内煤体均处于应力增高区，煤层应力大于原岩应力，距上覆采空区边缘-7～10 m煤体位于卸压范围，煤层应力小于原岩应力。

图2 上覆工作面单一采动影响下工作面煤体应力分布

图3 给出了重复采动影响下，该工作面煤体垂直应力和水平应力分布图（应力值提取路径为煤层中线），由图可以看出，工作面煤体垂直应力峰值点约位于距邻近采空区边缘5～6 m范围内，应力值为45.0 MPa，应力集中系数约5.0，距邻近采空区边缘4～30 m范围内煤体均处于应力增高区，煤层应力大于原岩应力，距邻近采空区边缘-10～4 m煤体位于卸压范围，煤层应力小于原岩应力。

图3 重复采动影响下工作面煤体应力分布

综上所述，试验工作面受上覆工作面和邻近工作面采动叠加影响，煤层应力环境复杂，若将巷道布置在距采空区边缘4～30 m范围内，巷道围岩垂直应力和水平应力均较大，易导致巷道围岩大变形，若采用宽煤柱沿空掘巷，要想避免高应力环境影响，只能留设30 m，甚至40 m宽的煤柱，造成极大的煤炭资源浪费，而若采用无煤柱沿空掘巷，不仅避免巷道布置在高应力环境下，而且煤炭回收率显著增加，同时，基于上覆采空区和邻近采空区覆岩活动以趋于稳定，为无煤柱沿空掘巷提供了基础环境。

3 围岩稳定控制技术

试验巷道采用无煤柱沿空掘巷，沿底掘进，由于巷道一侧为采空区矸石，为松散岩层，而巷道直接顶岩层为泥岩，受工作面重复采动影响，实煤体帮和顶板岩层稳定性较差，结合矿井支护技术，确定巷道采用“锚网梁”+“锚索”联合支护，形成锚网梁索主动联合支护技术。

由于巷道所处应力环境较低，且巷道为回采巷道，为提高巷道断面利用效率，确定巷道掘进断面为矩形巷道，断面尺寸宽×高为4.8 m×3.1 m，巷道掘进时，采用DN28-250/90内注式单体液压支柱配合板梁进行临时支护，永久支护参数如下：

1）顶锚杆采用规格为Φ20L2000 mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距880 mm×1 100 mm，每根锚杆配套使用1支CKb2340、1支Z2360树脂锚固剂，配套使用规格为130 mm×8 mm×22.5 mm的冲击碟形垫片，扭力矩不小于280 N·m。

2）帮锚杆采用规格为Φ16L1500 mm的圆钢小花锚杆，间排距880mm×1 100 mm，每根锚杆配套使用1支CKb2340树脂锚固剂，配套使用规格为130 mm×8 mm×16.5 mm的垫片，扭力矩不小于100 N·m。

3）顶锚索采用规格为Φ18.9L6200 mm的钢绞线，间排距2 000 mm×3 300 mm，每根锚索配套使用2支CKb2340、2支Z2360树脂锚固剂，配套使用规格为300 mm×300 mm×16 mm的钢板托盘，预紧力不小于180 kN。

4）顶锚杆和帮锚杆均使用Φ12 mm的钢筋焊接成双筋梯子梁连接。

5）金属网采用12号铁丝编制的菱形网，顶网规格为4.8 m×1.2 m，帮网规格为2.6 m×1.2 m，顶网横铺，帮网竖铺。

4 围岩控制效果分析

采用提出的锚网梁索主动联合支护技术进行现场工业性试验，现场调研发现掘巷期间巷道变形量相对较小，巷道围岩得到了有效控制，同时，在工作面回采期间，采用十字测试法监测完全沿空掘巷受工作面超前采动影响时期的围岩变形情况，测试仪器选用数显收敛仪，测点布置和仪器见图4所示。

图4 测点布置图

图5 给出了3个测站巷道围岩平均变曲线，由图可知，在距工作面215 m处，巷道受采动影响出现变形，巷道顶底板变形大于两帮变形，距工作面55～115 m范围内，巷道两帮变形大于顶底板变形，距工作面55 m时，巷道顶底板变形为162.63 mm，两帮变形为172.20 mm，在距工作面0～55 m范围内，巷道处于超前支护范围内，现场观测发现，巷道变形均处于可控范围内。如上所述，工作面超前影响范围为215 m，相对来说，工作面超前影响范围较大，这是由于试验巷道经重复采动，围岩处于破碎状态，易受采动影响，同时，在本工作面采动时，原以稳定的采空区出现应力重复调整，共同影响试验巷道变形，虽然超前采动范围有所增加，但是其变形总量较小，且处于可控范围内。工作面回采期间巷道并未出现大变形现象，表明了无煤柱沿空掘巷的适用性以及支护技术的合理性和可靠性。

图5 3个测站巷道围岩变形平均测试结果

5 结论

无煤柱沿空掘巷具有煤炭回收率显著提高、掘进巷道探水等环节相对减少、巷道围岩应力环境明显改善等优点，本文以试验工作面复杂应力环境为工程背景，采用现场调研、数值模拟、工业性试验的方法，研究近距离采空区下无煤柱沿空掘巷围岩稳定控制技术，取得了如下结论：

1）调研发现现场具备无煤柱沿空掘巷条件，采用FLAC3D有限差分软件评估了试验工作面应力环境，从应力环境、煤炭回收率等方面论证了无煤柱沿空掘巷的优越性，基于此开发了锚网梁索主动联合支护技术。

2）采用提出的锚网梁索主动联合支护技术进行现场工业性试验，试验表明，由于试验巷道经重复采动，围岩破碎易受采动影响，同时原以稳定的采空区受本工作面采动影响出现应力重复调整，导致工作面超前影响范围较大，但是其变形总量较小，且处于可控范围内，同时，工作面回采期间并出现大变形现象，验证了无煤柱沿空掘巷的适用性以及支护技术的合理性和可靠性。