厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同围岩控制技术

王东攀，杨鸿智，袁伟茗，陈 兵，张 博

( 1. 天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2. 中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013；3. 煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013 )

沿空留巷通过有效的巷旁和巷内支护在采空区边缘维护已有巷道，实现邻近工作面巷道复用[1-5]。沿空留巷减少了优质煤炭资源的损失，增加了矿井采掘接续速度和服务年限，是提高煤炭资源利用率、解决上隅角瓦斯积聚，实现煤与瓦斯共采的重要途径[6-9]。

沿空留巷要先后两次受到采动以及采空区顶板垮落、变形的持续影响，巷道变形剧烈，维护困难。众多学者在沿空留巷围岩变形理论[10-12]、巷内支护[13-14]、巷旁支护[15-17]等方面做了大量的研究工作。康红普[14]等分析了沿空留巷围岩变形和应力分布特征，提出沿空留巷支护设计原则，并在中厚煤层进行了留巷试验；陈金宇[18]采用短孔水力压裂切顶卸压方法降低和转移沿空巷道顶板所受支撑压力，减少了留巷变形，改善了巷旁支护受力状态；郑立军[19-20]等采用定向预裂爆破技术阻断高应力综放沿空留巷上方应力传递，实现了一定范围内顶板卸压和预裂，减少了留巷变形量；张东升[21-22]等采用相似模拟和数值模拟方法分析了顶板破断形式和巷内支护、巷旁支护等技术因素和地质因素对综放沿空留巷围岩变形的影响，并得到了各因素对围岩最大应力影响的回归方程；冯国瑞[23]等通过理论和数值方法分析了厚煤层综放沿空留巷巷旁充填体受力和变形特征，认为巷旁充填体随综放工作面的推进，其垂直应力、水平应力和剪切应力均呈现出先增加后减小和非对称的分布特点；王方田[24]等为解决沿空留巷围岩变形严重支护困难问题，采用锚索强化技术实现切顶卸压沿空留巷围岩稳定性控制；张晓[25]应用“支-卸”组合沿空留巷技术，研究了巷内支护与巷旁支护的协同作用关系，并进行了井下试验。综上，虽然在沿空留巷围岩变形控制方面已经进行了大量的研究，但是由于采动影响范围大、巷道变形剧烈，厚煤层综放开采与其他采煤条件相比，沿空留巷围岩变形控制难度更大，且成功实现复用的案例并不多。

因此，笔者以野川煤矿厚煤层综放沿空留巷为背景，在分析厚煤层综放沿空留巷围岩结构运移特征的基础上，提出了相应的厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同围岩变形控制对策，设计“支-卸”协同围岩控制技术方案，并进行了现场工程实践和矿压监测，为不同条件下的沿空留巷围岩变形控制提供了新方法和新思路。

1 工程概况

晋能控股野川煤矿为资源整合矿井，保有可采储量有限，现采3号煤层，平均埋深250 m，平均厚度5.36 m，平均倾角约12°。绝对瓦斯涌出量39.5 m3/min，属于高瓦斯矿井。

原有留煤柱U型通风采煤方式主要存在以下问题：① 由于煤层透气性差，工作面采煤期间瓦斯涌出量高，采用U型通风方式极易引起工作面上隅角瓦斯积聚超限；② 区段煤柱留设宽度一般不低于25 m，不仅损失了有限的优质煤炭资源，缩短了矿井服务年限，而且受相邻工作面采煤强动压影响，接续巷道的支护不合理，巷道围岩变形无法得到有效控制；③ 由于采用单工作面采煤，工作面搬家时间长，导致采掘接续紧张，严重制约了矿井生产能力。

为了消除野川煤矿上隅角瓦斯隐患、提高资源回收率、缓解采掘接续紧张，有效控制巷道围岩变形，在野川煤矿3203工作面进行沿空留巷现场试验。3203试验综放工作面倾向长度197 m，走向长度970 m，平均煤厚5.58 m，坚固性系数2.0，煤层节理裂隙发育，层状构造。

工作面布置如图1所示。煤层顶底板岩层分布见表1。

图1 3203工作面平面布置Fig. 1 Layout of 3203 working face

表1 3203工作面煤层顶底板岩层分布Table 1 Roof and bottom rock distribution of 3203 working face

采用原位小孔径水力压裂地应力测试技术与设备测得垂直应力为4.43～4.56 MPa，水平主应力最大值为11.28 MPa，最小水平主应力最大值为5.90 MPa，应力场中构造应力占主导。

沿空留巷试验在3203综放工作面胶带运输巷进行，巷道留顶煤沿底板掘进，断面宽5.8 m，高3.2 m，留巷后宽度4.5 m，用作接续工作面的3202回风巷。提前掘出相邻接续工作面，利用接续面开切眼和运输巷道回风，实现工作面Y型通风，如图1所示。

综合分析地质条件和已有沿空留巷工程实践围岩变形情况可知，由于综放沿空留巷巷道两帮和顶部为强度较低煤体，且野川煤矿直接底为薄层、低强度泥岩，围岩整体承载能力、抗变形能力低；厚煤层开采沿空留巷采动附加应力大，易造成留巷矿压显现强烈，出现底臌、帮臌和顶板下沉等大变形，导致后期巷道维修量大。因此，合理的围岩变形控制方法和针对性的围岩变形控制技术，对于野川煤矿厚煤层综放沿空留巷成功至关重要。

2 综放沿空留巷“支-卸”协同控制原理

2.1 厚煤层综放沿空留巷围岩结构运移特征

厚煤层综放沿空留巷一般分为留底煤沿空留巷和留顶煤沿空留巷两种方式，由于煤体的力学性质相对较弱，在采动应力和构造应力的综合作用下，较厚的底煤容易引起强烈的留巷底臌和围岩大变形，巷内支护结构和巷旁支护难以有效维护巷道围岩稳定。因此，在3203工作面胶带运输巷设计采用留顶煤方式掘进巷道，留巷后围岩结构如图2所示。

图2 综放留顶煤沿空留巷侧向围岩结构Fig. 2 Surrounding rock structure of gob-side entry retaining in fully mechanized caving mining face

顶板岩梁结构随着工作面推进发生破断，基本顶在走向首先产生“OX”型初次破断来压，工作面继续推进，基本顶发生周期破断来压，沿空留巷的顶部位于基本顶破断的边缘，在侧向呈现弧形三角板结构。基本顶回转变形过程中，会对巷旁支护产生垂直应力和水平回转附加应力，足够强度的及时巷旁空间支护结构不仅能在顶板下沉过程中防止顶煤、直接顶、基本顶之间产生离层，且使直接顶在采空区侧及时破断，合理的巷旁支护能对顶板垮落起明显控制作用。随着工作面继续推进，基本顶垮落和下沉的层位不断向上位岩层发展，留巷在工作面后方还会受到上位顶板垮落动载荷作用和弯曲下沉引起的持续变形，沿空留巷围岩活动与工作面位置具有三维空间关系。

顶板侧向结构在煤帮侧产生的支承压力使煤帮产生塑性变形区如图2所示，由于煤体和直接顶强度较弱，容易在上覆顶板回转下沉过程中压缩变形，坚硬完整的基本顶强度较大，难以在巷旁支护和直接顶的作用下切顶，表现为垂直下沉和水平回转变形两种形式，垂直方向的下沉量具有“给定变形”的特点。

综合分析顶板结构与受力可知，顶板侧向结构、巷旁支护性能参数、巷内支护参数等，对厚煤层综放沿空留巷围岩变形都有直接影响。

2.2 厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同控制对策

沿空留巷顶板的离层、扩容变形、顶板侧向结构是巷道围岩变形的主要因素。及时、高强度的巷内支护和巷旁支护能够有效加固顶板，控制顶板离层和下沉速率；开切眼超前初采前卸压和工作面超前范围水平定向长钻孔水力压裂卸压能够有效改造顶板侧向结构，改善留巷应力环境，形成“支-卸”协同围岩控制体系，如图3所示。

图3 厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同控制体系Fig. 3 Surrounding rock control system of "support and pressure relief "coordination for gob-side entry retaining in fully mechanized caving mining face

2.2.1 巷内合理加强支护

顶板的下沉和侧向支承压力作用于煤体，不仅会加剧煤帮的变形和挤出，而且会增加煤帮破坏深度，影响综放沿空留巷顶煤的稳定性，进而增加留巷底臌量，影响巷旁支护的稳定性。因此，对留巷的煤帮和顶板进行合理加强支护，对提高煤帮的承载能力、减少顶煤下沉量、减少留巷底臌量、保证巷旁支护稳定性等都具有重要作用。

2.2.2 高强度、高刚度、高延性巷旁支护

巷旁支护在留巷初期提供足够的初撑力和高刚度，能够保证顶煤、直接顶、基本顶在回转变形过程中不易发生离层，减小顶板下沉速率。同时高强度支护体能在采空区侧及时切断顶煤、直接顶，而“给定变形”特征又要求巷旁支护体具有高延性，不会在变形过程中产生劈裂破坏，产生一定塑性变形后的墙体仍然能提供足够的支护阻力。因此，要求巷旁支护具备高强度、高刚度、高延性和高残余强度。

2.2.3 改造顶板结构，改善留巷应力环境

由于厚煤层综放沿空留巷采煤期间采空区顶板影响范围较大，基本顶垮落和破断需要经历由低位到高位逐渐发育的过程，而基本顶采空区侧向结构难以及时垮落和破断，不仅会造成采空区难以及时充填，形成不利于留巷围岩受力的长悬臂梁结构，而且会使留巷墙体受到高位顶板回转力产生持续变形，对于留巷墙体以及整个巷道围岩的稳定性非常不利。因此，采空区坚硬顶板和高位顶板及时垮落和断裂，对于改善留巷受力环境，控制留巷围岩变形，提高留巷成功率十分重要。

3 综放沿空留巷“支-卸”协同控制技术

3.1 沿空留巷巷内支护优化

3203工作面胶带运输巷锚杆支护选用φ22 mm×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆；锚索材料选用1×19股高强度低松弛预应力钢绞线锚索，直径21.8 mm，尾部采用配套的高强度锁具，锚索采用3支锚固剂，1支规格为MSK2335，另外2支规格为MSZ2360，锚索托板采用300 mm×300 mm×14 mm高强度拱型托板，拱高不低于60 mm。顶锚索长7.3 m，煤柱帮补强锚索长4.3 m，采用树脂加长锚固方式。顶锚杆间排距800 mm×900 mm，帮锚杆间排距900 mm×900 mm，采用φ14 mm钢筋托梁和菱形金属网护表。初始顶锚索采用“3-0-3”布置，切顶锚索靠采煤帮300 mm，另2根锚索间排距2 000 mm×1 800 mm；顶板和煤柱帮补强锚索均采用走向交叉锚索梁，采用“2-0-2”锚索钢带组合结构交叉布置方式，顶锚索间排距2 400 mm×1 800 mm，煤柱帮间排距1 000 mm×1 800 mm。W 钢带型号为BHW-280-2200-3，采煤帮不需要进行补强支护。

3203胶带运输巷支护示意如图4所示。

图4 3203巷道支护示意Fig. 4 Schematic diagram of 3203 roadway support

3.2 新型内外约束混凝土巷旁支护结构

为了满足厚煤层沿空留巷巷旁支护高强度、高刚度、高延性的要求，针对传统巷旁支护墙体在承受顶底板回转变形偏载荷作用、采空区矸石侧向作用力等复杂载荷作用下易发生劈裂、拉剪破坏的变形特征，设计研发了新型内外约束混凝土巷旁支护墙体结构。

普通混凝土充填体以其强度高、易泵送、成本低等优势已成为强矿压巷道沿空留巷巷旁支护的主要形式，但素混凝土力学性质为脆性，存在抗拉剪强度低、延性差、残余强度低等缺点。因此，为了提高核心混凝土的极限承载能力，开发了满足安装内置箍筋、外部约束、实现自封、带压接顶的充填模袋，通过在模袋内布置合理钢筋骨架、外部采用预应力对拉锚杆、钢筋网片、钢筋梯梁进行护表，实现了内外双重约束，改变了混凝土的破坏模式，使约束混凝土的承载能力、变形能力、延性和耗能能力显著提高。内约束为钢筋网片搭接成的钢筋网片笼。钢筋网片直径6 mm，网孔100 mm×100 mm，通过横竖搭接而成，搭接部位采用16号绑丝，要求隔孔相联。

通过各方案数值模拟结果的比较，确定钢筋混凝土薄墙体厚度为1.0 m。充填袋采用高强度长丝机织型纤维布柔模袋，长度根据留巷速度定制，一般选用2.4，3.0，4.0 m三种规格，宽度1.0 m。为了保证墙体能够提供足够的初撑力，高度考虑接顶富裕量，较巷道高度高200～300 mm。对拉锚杆选用φ22 mm×1 200 mm左旋无纵筋螺纹钢，墙体两侧分别留设螺纹长度为100 mm，间排距700 mm×800 mm，预紧力矩300 N·m。采用φ14 mm钢筋托梁和φ6 mm钢筋网片护表，接顶关键部位采用W高强钢护板。充填材料选用C40混凝土，并添加特殊添加剂，1 d强度达到15 MPa，5 d强度达到30 MPa，终凝强度达到40 MPa以上，内置钢筋骨架采用φ6 mm钢筋网片绑扎而成，墙体每隔10 m布置1个预留瓦斯抽采孔的柔模袋，直径250 mm，墙体结构和留巷断面如图5～6所示。

图5 内外约束混凝土墙体结构示意Fig. 5 Structure of pumped concrete wall for gob-side entry retaining

3.3 初采水力压裂卸压

针对工作面初次来压强烈，坚硬基本顶垮落不及时，采空区大面积悬顶，易出现瓦斯积聚、瞬间涌出超限和顶板冲击等问题，为了减少工作面初次来压产生动载荷对沿空留巷的影响，降低顶板冲击、实现工作面提前放煤，设计采用短孔水力压裂技术实现初次放顶。

图6 沿空留巷断面示意Fig. 6 Schematic diagram of gob-side entry retaining

在开切眼靠采煤侧帮角施工φ56 mm钻孔，为了实现不同层位坚硬岩层压裂与弱化，分别布置长孔长度35 m，角度45°，短孔长度32 m，角度30°，钻孔间距均为20 m，钻孔布置如图7所示。

图7 开切眼水力压裂钻孔布置示意Fig. 7 Schematic diagram of the drilling arrangement of the open-off cut hydraulic fracturing

3.4 水平定向长钻孔卸压技术

厚煤层开采沿空留巷采动附加应力大，采空区顶板的分阶段垮落易造成留巷矿压显现强烈，出现底臌、帮臌和顶板下沉等大变形，导致后期巷道维修量大。为优化留巷应力环境、缩短工作面端头基本顶悬顶长度、及时释放积聚弹性能、降低围岩载荷，使得垮落岩层及时有效充填采空区，克服传统深孔爆破和短孔水力压裂增加顶板破碎程度、与高位瓦斯孔存在相互干涉贯通风险等弊端，应用高位定向水平长钻孔区域水力压裂卸压技术。

在确保长钻孔瓦斯抽采效果的前提下，利用布置在裂隙带中的高位走向瓦斯抽采长钻孔，通过大排量高压泵、大功率定向钻机和双封单卡拖动管柱对基本顶目标层位进行垂向分层、走向分段水力压裂，使顶板在高压水的拉应力作用下产生裂隙，裂隙的发展与相互贯通使得顶板有序垮落，同时提高瓦斯抽采效果，实现了“一孔两用”和低成本高效顶板卸压。

3203工作面走向长度970 m，在该工作面胶带运输巷采煤帮侧布置2个钻场，如图8所示，每个钻场施工5个瓦斯抽采卸压孔，I号钻场钻孔长度590 m，II号钻场钻孔长度480 m，中间搭接段长度100 m。根据顶板卸压和瓦斯抽采要求，对原瓦斯抽采孔层位进行调整，将1号、5号孔层高由30 m分别调整至28 m和15 m，与巷帮平距分别为10，8 m，其他钻孔均位于层高30 m，间距10 m。选择1号、2号、5号孔进行压裂，3号和4号孔不进行压裂，分段压裂长度不超过15 m。3个钻孔压裂后采用“两堵一注”封孔工艺，实现瓦斯有效抽采。

图8 3203工作面水平定向钻孔布置Fig. 8 Schematic diagram of horizontal directional hole of 3203 working face

4 矿压监测与“支-卸”协同效果分析

4.1 留巷期间

4.1.1 测站布置

在3203工作面采煤留巷期间，对巷道围岩移近量、顶帮锚杆索受力、墙体对拉锚杆受力进行了全方位长周期监测。

留巷位移1号和2号监测站布置在15号和36号柔膜墙体处，留巷位移观测都是从柔膜墙体浇筑完成后开始。在1～5号锚杆索受力测站安装顶锚杆、顶锚索、帮锚杆测力计，测站位置从距离开切眼200 m处开始间隔50 m等间距布置，监测留巷超前和滞后段一定范围的受力情况。

4.1.2 留巷变形监测

图9为1号位移测站围岩移近量变化曲线。由图9可知，采煤留巷期间顶板最大下沉量100 mm，最大底臌量210 mm，墙体侧最大移近量20 mm，煤柱侧最大移近量110 mm。

图9 1号位移测站围岩移近量变化曲线Fig. 9 Variation curves of surrounding rock approaching amount of station 1

在工作面后方70～120 m范围内，留巷变形持续增加；在工作面后方220 m以后，巷道围岩仍然出现持续小变形，说明沿空留巷顶板活动周期更长，以底臌变形为主，因为在滞后单体支护范围以外，处于无支护状态的底板抵抗变形能力相对较弱，但是围岩基本处于稳定状态，整体总位移量并不大，混凝土墙体整体稳定，没有出现倾倒和破碎情况。巷道断面收敛率约13%，巷道无需维修，留巷能够完全满足留巷通风、运输和复用要求，留巷效果较好，留巷效果如图10所示。

图10 留巷效果Fig. 10 Effect drawing of gob-side entry retention

4.1.3 锚杆( 索 )与墙体受力监测

顶锚杆、顶锚索、帮锚杆的受力变化曲线如图11～13所示。

图11 顶锚杆受力变化曲线Fig. 11 Force change curves of the top anchor bolt

图12 顶锚索受力变化曲线Fig. 12 Force change curves of the top anchor cable

图13 帮锚杆受力变化曲线Fig. 13 Force change curves of the anchor bolt

由图11～13可知，在超前支承压力作用下，锚杆索在超前50 m范围内受力显著增加。进入采空区后，顶锚杆与顶锚索、帮锚杆受力有较大区别。顶锚杆进入采空区后出现短期“失锚”现象，这可能是由于靠巷旁充填体采空区侧顶煤强度低、无支护、随采随垮，而巷旁充填体尚未及时承载，巷内顶煤锚固体整体失去侧向水平约束，以煤柱侧为支点发生整体微量回转下沉，导致顶锚杆受力下降，产生短期“失锚”现象；之后，随着进入采空区距离加长，巷旁充填体上方顶煤逐渐压实，在滞后基本顶破断回转动压作用下，载荷急剧加大，其与煤柱侧煤体、巷内顶板形成的固支梁结构效应增强，巷内顶煤锚固体在滞后30～40 m处受到的侧向水平约束开始快速恢复，锚杆受力急剧增加，直至120 m左右处达到峰值并稳定，最大载荷达155 kN，小于190 kN屈服载荷，高强度锚杆实现有效支护。

顶锚索随着巷内顶板缓慢下沉呈急增阻特征，在滞后工作面200～300 m达到峰值并稳定，最大载荷385 kN，小于607 kN拉断载荷，有较大的富裕系数；而帮锚杆受滞后顶板垮落、应力转移作用，煤柱侧浅部煤体发生碎胀破坏，锚杆受力逐渐增大，滞后工作面150～250 m处达到峰值并稳定，最大载荷212 kN，大于190 kN屈服载荷，小于255 kN破断载荷。

墙体对拉锚杆受力监测表征混凝土墙体沿厚度方向扩容膨胀所产生的应力变化，通过及时施加预紧力，墙体最大横向载荷60 kN，远小于190 kN屈服载荷，墙体稳定性良好( 图14 )。

图14 墙体横向载荷变化曲线Fig. 14 Variation curves of lateral load of wall

因此，合理的高强度锚杆索补强支护设计和定向水平长钻孔水力压裂方案，有效地控制了巷道围岩变形，改善了留巷围岩整体应力环境，锚杆索支护结构基本没有出现破断与失效，有效维护了巷道围岩的稳定性；研发的新型内外约束混凝土巷旁支护墙体结构起到了良好的支护作用，在留巷期间基本没有出现墙体结构的破碎和失稳现象，抗变形能力和稳定性满足了巷旁支护要求，整体留巷效果良好。

4.2 留巷复用期间

留巷复用期间围岩移近量变化曲线如图15所示。

图15 留巷复用期间围岩移近量变化曲线Fig. 15 Variation curves of surrounding rock movement during the repeated use of roadway

由图15可知，复用巷道受上工作面采空区侧向支承压力和本工作面超前支承压力叠加作用，超前50 m左右开始加速变形，到20 m超前液压支架处顶板最大下沉量约60 mm，最大底臌量30 mm，非采煤侧最大移近量18 mm，墙体侧移近量20 mm。进入20 m超前支护段后，在超前液压支架的强力支护下，巷道变形发展缓慢，墙体稳定。墙体进入采空区后受双向采空区顶板压力作用，发生破裂倾倒，不会对下煤层采煤产生应力集中。

巷道复用效果如图16所示。

图16 巷道复用效果Fig. 16 Effect of roadway reuse

5 结 论

( 1 ) 通过分析综放留顶煤沿空留巷围岩结构特征可知，顶板侧向结构、巷旁支护性能参数、巷内支护参数等，对厚煤层综放沿空留巷围岩变形与破坏都有直接影响。提出了厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同控制对策：巷内采用高强度锚杆索合理补强支护，高强度、高刚度、高延性巷旁支护，改造顶板结构，改善留巷应力环境。

( 2 ) 为有效控制留巷围岩变形，确定了综放沿空留巷“支-卸”协同控制技术方案。巷内靠近实体煤侧顶板和帮部采用高强度走向交叉锚索梁加强支护；设计开发了新型内外约束混凝土巷旁支护墙体结构，实现了内外双重约束，改变了混凝土的破坏模式，使约束混凝土的承载能力、变形能力、延性显著提高；优化沿空留巷应力环境，使采空区基本顶及早垮落充填，采用短孔水力压裂技术实现初采切顶卸压；设计高位定向水平长钻孔区域压裂卸压技术方案，实现不同层位岩层沿巷道走向分段水力压裂，将坚硬顶板分割成多层，扩大了钻孔瓦斯抽采半径，实现了“一孔两用”和低成本高效顶板卸压。

( 3 ) 矿压和留巷效果观测表明，水平长钻孔区域分段压裂技术的应用有效改善了沿空留巷围岩应力环境，巷内加强支护和巷旁新型内外约束混凝土墙体结构在留巷和复用过程中，有效控制和适应了巷道围岩变形，保证了顶板、煤帮和混凝土墙体稳定变形，留巷满足了运输和通风的要求，整体效果良好。“支-卸”协同围岩控制技术在厚煤层综放沿空留巷围岩变形控制的现场成功应用，为其他条件下有效控制沿空留巷围岩变形提供了一种新的思路和方法。

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