深部近距离煤层群下层沿空留巷切顶锚注一体化控制技术

齐红霞，何 康，贺相乾，杨舜超，张 源

(1.中国矿业大学 环境与测绘学院，江苏 徐州 221116；2.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116；3.山西汾西中兴煤业有限责任公司，山西 吕梁 030500)

煤炭是保障我国经济快速发展的重要能源之一，长久以来其在能源消费结构中一直占据主体地位，以2020年为例，我国煤炭消费量占能源消费总量的56.8%[1]。与煤矿目前主要采用的留区段煤柱开采方式相比，沿空留巷通过取消区段煤柱，实现无煤柱连续开采，有利于提高回采率，减少巷道掘进量，进而缓解采掘接替紧张的局面[2]。沿空留巷需经历多次采动影响，而强烈采动支承应力易导致巷道围岩变形剧烈[3，4]，围绕沿空留巷围岩稳定性控制，陈立军[5]提出在恒阻大变形锚索和钢带加固的基础上，采用深孔预裂爆破、临时和永久支护加固顶板以及U型钢挡矸的一套控制技术，实现一次采全高综采工作面切顶卸压沿空留巷；王苏健等[6]针对象山矿三软煤层沿空留巷底鼓严重问题，提出集π型梁、沿空留巷专用单体和高强柱鞋为一体的控制技术；何向宁[7]、郑立军等[8]针对大埋深、高地应力和坚硬顶板条件下沿空留巷稳定性控制难题，分别提出“浅孔爆破+窄充填体+高强锚索加强顶板”支护、定向预裂爆破、挡矸防护系统等一套控制技术；方基详[9]、沙旋等[10]针对厚煤层沿空留巷分别提出卸压和高预应力强力支护技术；唐芙蓉等[11]针对厚层软岩顶板条件沿空留巷，提出“断顶卸压+巷旁垮落充填”控制技术；张国锋等[12]、陈金明等[13]提出爆破切顶和恒阻锚索加固联合控制技术；陈金宇[14]提出采用水力卸压和强力锚网协同技术；范凯[15]提出“切顶爆破+切顶长锚索配合锚索锚固增效结构+切顶支柱与半封闭式小型框式切顶支架”联合控制技术。研究学者前期针对坚硬顶板、倾斜煤层、厚煤层等条件提出了相应的沿空留巷围岩控制技术，但对于深部近距离煤层群条件下沿空留巷围岩稳定性控制研究较少。本文主要针对中兴煤矿深部近距离煤层群下层沿空留巷大变形问题，提出水力致裂切顶和注浆锚索锚固一体化控制技术，并在现场典型巷道进行成功实践。

1 工程概况

1.1 生产地质条件

中兴煤矿3203工作面上覆为30203工作面，3203工作面布置如图1所示。其中，3203工作面主采2#煤层，2#煤为二叠系下统山西组煤层，煤层厚度1.6～2.3m，平均厚度2.1m；工作面沿2#煤层掘进，煤层结构简单，所采煤层为中灰低硫之主焦煤，煤层倾角2°～10°，平均倾角7°；30203工作面主采02#煤层，平均厚度1.28m；2#煤与02#煤层间距为6.5～12m，3203工作面煤岩层柱状图如图2所示。

图1 3203工作面布置

图2 3203工作面煤岩层柱状图

3203运输巷沿空留巷支护布置如图3所示，沿空留巷充填体位置选择在机头采空侧第1、2个支架后方，充填包规格根据实际情况采用两种：长×宽×高=4000mm×2500mm×3000mm和长×宽×高=3000mm×2500mm×3000mm，充填后巷道净宽为4200mm。沿空留巷内采用3600mm的π型梁及单体支柱垂直巷道布置“一梁三柱”加强支护，两帮支柱距离梁头200mm，距离两帮各500mm，中间支柱居中布置，梁距1600mm。

图3 3203运输巷沿空留巷支护布置(mm)

1.2 留巷围岩变形观测

3203运输巷沿空留巷围岩整体变形较大，所观测的留巷断面顶底板最小高度为1.68m，两帮最小宽度为3.15m，如图4所示。其中顶板下沉以中间变形量最大，煤侧帮碎裂，并呈现整体移动，充填帮侧出现整体或局部锯齿状鼓出。

图4 3203运输巷沿空留巷围岩典型断面破坏素描

2 沿空留巷围岩应力和变形特征数值模拟

根据中兴煤矿3203工作面开采区域的钻孔资料，利用FLAC3D软件建立三维数值计算模型，如图5所示，本构模型为摩尔-库伦模型，2号煤层埋深为600m左右，煤层所处原岩地应力约为15MPa，数值模拟的岩层参数见表1。根据模拟高度和覆岩厚度关系，在模型顶面施加13MPa的原岩应力模拟覆岩自重，两边固定水平位移，底边固定垂直位移。先后开采30203工作面和3203工作面，模型在每一次开采运算至平衡后再进行下一步的开采，分析工作面开采过程3203运输巷留巷围岩应力场变化特征。

图5 三维数值模型的煤岩层与工作面布置

在邻近工作面3205实体煤中选取距3203运巷煤壁3m、间距为80m的3个测点作为巷道围岩的应力监测点，随30203工作面回采80m，160m和240m时，测点垂直应力变化特征如图6所示，由图6可得：①上覆30203工作面开采过程中形成的采动应力对3203运巷围岩有一定影响，随着开采范围增加，巷道围岩承受的应力范围逐步增大，在开采240m范围，监测点最大垂直应力增加到20.51MPa，整体影响较显著；②不同开采范围巷道围岩垂直应力均呈现先增加后逐步减小并趋于稳定的变化过程，但30205工作面影响范围均高于原岩应力值，说明该巷道围岩均受到采动应力作用影响。

表1 计算模型中煤岩层力学参数

图6 30203工作面不同开采距离时3203运输巷围岩应力变化特征

在30203工作面开采完成后，随着3203工作面回采范围增加，3203运输巷留巷围岩应力变化特征如图7所示，由图7可得：①随着开采范围的增加，巷道围岩最大垂直应力也逐步增加，从开采长度80m时的26.21MPa增加到开采长度240m时的34.71MPa，留巷围岩承受较高的采动支承应力；②对于同一开采范围而言，沿空留巷围岩应力仍呈现先增加后减小，最后趋于稳定的变化过程；③较上覆30203工作面，3203工作面开采过程中留巷围岩呈现更显著的应力集中。

图7 3203工作面不同开采距离时沿空留巷围岩应力变化特征

为了研究工作面开采过程沿空留巷围岩位移变化特征，以3203运输巷留巷为研究对象，结合巷道围岩的支护方案，建立工作面开采过程沿空留巷围岩位移场分析模型，模型尺寸为55m×4.4m×40m；侧压系数为1.5，模型的侧边界和底边界采用位移约束，本构模型为摩尔-库伦模型。

30203和3203工作面顺序开采后在留巷围岩中的最大应力集中系数为2.26，在此基础上，模拟3203工作面开采时3203运输巷沿空留巷围岩变形特征，如图8所示，由图8可得：留巷顶底板最大垂直位移和两帮最大水平位移分别达1177.4mm和982.78mm，说明3203工作面回采后，沿空留巷围岩呈现整体大变形破坏。

图8 3203运输巷沿空留巷围岩位移云图(m)

3 沿空留巷切顶锚注一体化控制技术应用

3.1 试验方案和参数

基于3203运输巷沿空留巷围岩呈现的高应力和大变形特征，提出采用水力致裂切顶和中空注浆锚索一体化控制技术，实现覆岩大结构范围的采动卸压和巷道围岩顶板锚索支护范围内小结构的强化加固，充分保障充填墙体和留巷围岩的稳定。

在3203运输巷顶板沿走向方向布置水力致裂钻孔，相邻钻孔之间布置5排1×8 股的∅21.6mm×7300mm注浆锚索，每排注浆锚索3根，注浆锚索均垂直于顶板布置，注浆锚索间排距为1200mm×1600mm，距离回采工作面 30m开始安装，注浆压力4～5MPa，采用300mm×300mm×16mm高强锰钢鼓形托盘，单排注浆锚索间采用尺寸为 4100mm×280mm×3mm 的W 形钢带进行连接；单组水力致裂钻孔超前工作面距离150m，开孔位置距离巷道东侧帮1.5m，孔口布置呈一条直线，钻孔17～30m，每2m水力预裂一次，采用倒退式压裂，压裂垂直距离在顶板以上12～21m范围内，压裂水平距离在充填墙体靠近采空区墙边1～7.1m范围内，布置方式如图9所示。

图9 水力致裂切顶和注浆锚索一体化控制方案

3.2 支护效果监测

为了分析3203运输巷沿空留巷围岩控制效果，对试验段巷道顶板离层和围岩变形量进行观测。设置的顶板离层仪的浅部基点和深部基点分别距巷道顶板表面2.5m和7.5m，现场观测发现留巷期间工作面前方巷道顶板基本无离层，在留巷后各监测点的离层值变化整体较小，选择典型离层监测点记录的离层值进行分析，其中深部基点离层显示为0，浅部基点变化情况如图10所示。由图10可得：①顶板离层大小随工作面回采呈现台阶式变化过程；②在滞后工作面20m范围内顶板离层变化较显著，在滞后工作面36m后则保持不变；③在监测的滞后工作面60m范围内留巷顶板离层最大值为15mm，说明锚索注浆加固和水力致裂切顶卸压联合控制有效控制了留巷顶板离层；另外，巷道围岩变形量显示顶底板移近量不超过162mm，两帮移近量不超过90mm，整体控制效果良好。

图10 留巷期间工作面后方巷道顶板离层变化特征

4 结 论

1)3203运输巷沿空留巷围岩整体变形较大，其中顶板中间下沉量最大，煤侧帮碎裂，并呈现整体移动，充填帮侧出现整体或局部锯齿状鼓出。

2)数值模拟分析得出30203和3203工作面顺序开采后在3203运输巷沿空留巷围岩中的最大应力集中系数为2.26，最大垂直位移和水平位移分别达1177.4mm和982.78mm。

3)3203运输巷沿空留巷围岩水力致裂切顶和注浆锚索一体化控制工业性试验结果显示：滞后工作面60m范围内留巷顶板离层最大值为15mm，顶底板移近量不超过162mm，两帮移近量不超过90mm，说明水力致裂切顶和注浆锚索一体化技术大幅降低顶板的离层量和巷道围岩变形量。