区段煤柱下回采巷道围岩变形特征与控制技术

孟 杰

（同煤集团四台矿，山西 大同 037003）

煤炭作为储量丰富、成本低廉的一种工业原料，被广泛应用于发电、冶金等行业。近年来，虽然国家进行能源结构调整，但煤炭的主体能源地位不会改变[1-2]。煤炭持续开采造成条件赋存较好的资源逐渐开采殆尽，近距离煤层开采逐渐得到关注[3]。由于地质构造运动导致煤层间的距离存在差异性，当煤层距离较近时，上煤层开采会扰动下煤层的稳定。由于煤层开采形成的采空区或保护煤柱岩梁结构，导致采空区围岩应力调整，产生应力升高区和降低区；若煤层间距较小，将造成下伏煤层顶板扰动破坏，巷道严重变形、支护体失效而诱发巷道片帮、冒顶事故，甚至沟通上覆采空区造成严重的漏风现象，直接影响矿井安全高效生产[4-5]。此时，常规的支护理论具有一定的局限性，因此研究区段煤柱下回采巷道围岩变形特征与控制技术，具有一定的现实意义。

1 工程概况

四台矿12#煤层82152 工作面北部为402 辅盘区8201 面采空区，其它区域未开拓，工作面上覆11#煤层82151 面采空区，与11#煤层间距最小10.5 m，最大14.2 m，平均12.6 m。2215 巷为82152 工作面运输巷，矩形断面（宽×高=4.5 m×2.7 m）。2215 巷穿过11#煤层82151 区段保护煤柱，保护煤柱宽20 m。12#煤层直接顶为粗砂岩，岩层厚度3.5～10.35 m，平均厚度6.91 m，灰色成份以石英为主，次为长石，硬质比重较大；基本顶为粉细砂岩互层结构，岩层厚度5.52～6.31 m，平均厚度5.92 m，交错层理，细砂成份以石英为主，含云母片及植物化石，垂直内生节理发育；直接底为粗砂岩，岩层厚度0.55～2.05 m，平均厚度1.30 m，灰白色，顶部为细砂岩，成份为石英长石分选较好，局部夹煤线。

2 区段煤柱下巷道围岩稳定性分析

下工作面开采过区段煤柱时，将遇到两种覆岩结构。一种是顶板岩层非铰接结构，若区段煤柱覆岩处于铰接失稳结构，则工作面将受到动载影响，易诱发巷道大变形现象。另外一种则存在着顶板铰接结构，在工作面回采时逐渐失稳而诱发的动载矿压现象[6]。本文主要分析顶板岩层处于铰接结构时煤柱巷道围岩的稳定性。工作面进煤柱、过煤柱、出煤柱覆岩结构见图1（a）、（b）、（c）。工作面进煤柱为工作面从采空区开始进入区段煤柱到完全进入区段煤柱下方；工作面过煤柱为工作面整体在区段煤柱下方；工作面出煤柱为工作面从区段煤柱开始进入采空区到完全进入采空区下方。

图1 区段煤柱下覆岩结构

如图1中（a）～（c）所示，巷道顶板岩层形成铰接结构，其稳定程度主要受断裂岩块和岩层间存在的剪切力影响，若煤柱上方未断裂顶板岩层（A块）越大，断裂岩块（B块）受到的水平推力越大，其发生滑落失稳的可能性较低，但是较大的水平推力，易造成岩块挤压破碎，发生回转失稳，从而引起巷道出现动载矿压现象；回采巷道处于区段煤柱支承应力影响范围内，随着回采工作进行，下煤层顶板周期性破断诱发上煤层采空区铰接结构失稳，煤柱大规模垮落失稳，采空区失稳空间增加，在工作面回采时易出现动载矿压；由于区段煤柱支承应力的影响，在工作出煤柱时，由于下煤层顶板岩层稳定性较差，顶板岩层结构提前破断，周期来压步距减小，煤柱处于失稳状态，当工作面推进至破断位置时，出现耦合破断，造成强烈矿压现象。综上所述，在工作面出煤柱时，其回采巷道受到的影响最为严重，回采过程中应进行超前加强支护[6]。

3 回采巷道围岩控制技术

巷道采用锚网索主动支护进行永久支护。在过区段煤柱时，通过缩减锚杆间排距，同时增设单体液压支柱配合工字钢梁提高区段煤柱下回采巷道的稳定性，具体参数如下：

1）永久支护。永久支护采用锚杆、锚索配合钢带进行联合支护。锚杆直径20 mm、长度2.0 m，间排距为1 000 mm×1 000 mm，每排5 根；锚杆采用W型钢带连接，W型钢带型号为4 400 mm×280 mm×4 mm，锚杆配120 mm×120 mm×10 mm的方铁板，锚杆预紧扭矩不低于150 N·m。锚索直径17.8 mm、长度8.3 m，间排距为1 500 mm×3 000 mm，每排2 根；锚索配250 mm×250 mm×16 mm的方铁板和专用的锁具，锚索预紧力不低于35 MPa。

2）区段煤柱下加强支护。区段煤柱下及进区段煤柱20 m 外和出区段煤柱40m 范围内（共计80 m），锚杆规格不变，间排距缩减为800 mm×800 mm，锚杆预紧扭矩不低于200 N·m；锚索规格不变，间排距缩减为1 200 mm×2 000 mm，每排3根，锚索预紧力不低于35 MPa；采用单体支柱铰接顶梁加强支护，单体支柱型号为DW31.5-200/100，顶梁采用DFB1000（2100 和2800）/300C型花边梁，一梁三柱，柱距800 mm，间距按照巷道具体条件布置；单体支柱设有防倒、防坠装置，垂直于顶板架设，初撑力不低于18 MPa。

图2给出了区段煤柱下加强支护区域巷道支护断面图。

图2 加强支护区域巷道支护断面

4 观测结果分析

该围岩控制技术应用于四台矿12#煤层8215工作面运输巷，采用十字测试法监测巷道表面变形情况，采用顶板离层仪监测顶板离层现象。

图3中采空区下回采巷道掘进30 d内顶底板最大移近量为18 mm，两帮最大移近量为21 mm，其中初掘5 d内巷道变形速度相对最快，该区域范围内巷道整体变形相对较小。而区段煤柱下回采巷道掘进30 d内顶底板最大移近量为44 mm，两帮最大移近量为53 mm，相对采空区下巷道变形增加了1 倍以上。图4给出了巷道离层曲线图，区段煤柱下回采巷道顶板离层为采空区下的2 倍以上，区段煤柱下回采巷道顶板离层最大为24 mm，位于巷道掘进14 d时；而采空区下回采巷道顶板离层仅为9 mm。综上表明，采空区下巷道围岩受支承应力扰动较小，围岩控制效果良好，而区段煤柱下巷道受支承应力扰动较大，巷道维护相对困难，变形量相对较大。但整体看，巷道围岩变形均较小，巷道围岩稳定得到有效控制，表明了控制技术和参数的合理性和优越性。

图3 巷道表面变形曲线

图4 巷道离层曲线

5 结语

上煤层开采形成的采空区或区段煤柱岩梁结构，导致围岩应力调整，对下伏煤层稳定性产生扰动，尤其是区段煤柱下回采巷道极易产生大变形现象。为此，分析了工作面进煤柱、过煤柱、出煤柱覆岩结构稳定性及其对回采巷道矿压影响。基于此，采用锚网索+单体综合支护技术控制区段煤柱下回采巷道围岩，现场监测了采空区及区段煤柱下巷道变形和离层现象。结果表明，区段煤柱下回采巷道变形和离层均比采空区下巷道变形和离层大，整体看，巷道围岩变形和离层均较小，证明了控制技术和参数的合理性和优越性。