临近采空区切眼留巷围岩稳定控制技术

马资敏，王彦军，王海杰，苏 毅，马 磊

(1.山东理工大学 资源与环境工程学院，山东 淄博 255000；2.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室 山西银锋分中心，山西 太原 030000；3.山西银锋科技有限公司，山西 太原 030000；4.山西黄土坡鑫运煤业有限公司，山西 长治 046599；5.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京 100083)

采区中部工作面开采留两巷或者沿空留巷为便于形成Y型通风系统，需将开切眼在工作面初采后保留住。目前沿空留巷技术主要分为两大类，一是以被动支护为主的巷旁充填沿空留巷，二是以改善顶板结构为主的切顶卸压沿空留巷技术。针对沿空留巷围岩控制研究，张农等[1]基于巷旁充填体刚度匹配原则，提出沿空留巷结构需整体强化的控制思路；李化敏[2]通过分析沿空留巷顶板岩层运动特征，明确了巷旁充填体在顶板岩层运动各阶段的不同作用，确定了各阶段充填体支护阻力的控制设计原则和数学模型；康红普等[3]通过深部沿空留巷实践，指出采用高预应力锚杆/索作为巷内基本支护，结合单体支柱及充填膏体支护，能够有效控制变形，保持留巷稳定；华心祝等[4]建立了考虑巷帮煤体承载作用和巷旁锚索加强作用的沿空留巷力学模型，开展了锚杆支护巷道巷旁锚索加强支护沿空留巷围岩控制机理研究及应用研究；张吉雄等[5]通过数值模拟分析表明当充填支护体宽度大于2.5m并采用锚带网联合支护，充填体变形可得到有效控制。何满潮等[6]提出了切顶卸压沿空留巷新工艺，陈上元[7，8]、李爱军[9]、马新根[10]等不同赋存条件下的定向预裂聚能爆破、恒阻大变形锚索、围岩注浆及巷旁密集单体支柱等围岩控制技术。高喜才[11]等根据复合顶板切顶沿空留巷围岩变形特征提出了分区域多介质耦合支护技术，实现留巷围岩有效控制。

上述研究成果主要应用于工作面巷道的留巷作业，目前开切眼留巷技术研究较少。目前主要针对厚层坚硬顶板条件下的开切眼实施水压致裂[12，13]或深孔预裂爆破技术[14]，以减小初次来压步距及降低初次来压强度。张琦等[15]采用初采架后充填方式实现开切眼留巷，并分析了开切眼顶板破断特征及围岩运动规律。可知，切眼留巷顶板运动特征不同于巷道留巷，压力明显增加。同时当切眼临近采空区时，传统巷旁充填方式来进行切眼留巷围岩控制难度大。提出将切顶卸压技术与主被动支护技术相结合的控制思路，实现临近采空区切眼留巷围岩稳定控制。

1 工程背景

山西长治鑫运煤业9#煤层一采区9108工作面采用沿空留巷技术，根据生产需求，开采初期对工作面两条巷道及切眼实施留巷。其中9108切眼留巷长度210m，距离9108回风巷约60m倾斜范围临近采空区，煤柱宽度1.2～5m。切眼留巷布设及临近采空区的塑性煤柱区域如图1所示。

9108工作面埋深120m，煤层厚度2.2m，采高2.2m。煤层底板为6.25m泥岩，顶板为7.05m K2石灰岩，厚层状，质坚硬，性脆，最大抗压强度137MPa，最大抗拉强度4.70MPa，为难冒落的厚层坚硬顶板。工作面顶底板岩层性质如图2所示。

切眼宽度6.5m，高2.7m，沿顶板掘进期间采用锚网索支护。顶板锚索选用∅17.8mm钢绞线，长6m，间排距1800mmmm×1600mm，每排4根，边锚索距帮1200mm；顶锚杆选用∅20×1950mm螺纹钢锚杆，间排距900mm×800mm，每排8根；帮部选用∅20mm×1800mm螺纹钢锚杆，锚杆按照间排距800mm×800mm布置，每排4根。

2 切眼留巷关键技术及工艺流程

2.1 采前“定向预裂+松动爆破”组合卸压技术

切眼留巷在保证满足生产条件的基础上，同时考虑留巷变形的影响，按照计算的最小宽度进行留设。切眼掘进后，安装支架等设备，回采前在支架顶梁前部距非采煤帮4m定向预裂切缝及松动爆破，如图3所示。定向预裂切缝采用密集钻孔与聚能管不耦合装药的形式，实现了采后留巷顶板与采面顶板分离，降低了采动顶板运动影响和采动应力的传递效率。松动爆破主要目的是增加坚硬顶板的破碎度，使得初采阶段架后冒落及时，避免架后长悬顶垮落时的冲击作用。

2.2 随采随支围岩主动支护技术

工作面初采向前推进，支架带压移架造成原有锚索破坏甚至失效，同时煤柱受集中应力影响变形，因此需要对煤帮和顶板补强支护。随着工作面向前回采，每割2刀煤，液压支架后方补上一排恒阻锚索进行加强支护，使其悬吊于上覆稳定岩层，同时在煤帮补打锚固段位于顶板的普通锚索，如图4所示。

2.3 采后巷内高强被动支护技术

当主动支护完成，工作面支架尾梁通过切顶线后，及时架设挡矸支护体系，并对采空区进行密闭处理。同时在挡矸侧及煤柱侧架设木垛永久被动支护顶板，支设单体棚临时支护顶板，如图5所示。

工作面持续向前推进，裂隙发育顶板开始在架后沿切顶线随采随冒，及时碎胀充填采空区，降低了采动对切眼留巷的扰动影响，并对短臂梁及上覆岩层起到支撑作用，利于切顶留巷围岩的稳定，如图6所示。围岩运动稳定后，可进行单体回撤。

3 工程应用及效果

3.1 顶板预裂参数设计及效果

为保证厚层灰岩顶板能够高效切断，设计密集定向切缝孔深8m，沿开切眼走向直线布设，钻孔与水平线夹角为75°，切缝孔间距500mm，聚能管长1.5m，每孔4根聚能管，采用200g/卷炸药，装药结构“4+4+3+3”，封泥长度2m。爆破后对钻孔进行窥视和裂缝率分析，裂缝率大于90%，爆破效果好，如图7所示。

为增强顶板垮落充填效果，进行松动爆破。沿切缝线每隔5m布设一组2个钻孔，孔深9m和10m，钻孔角度与水平夹角分别为60°和45°，连续装药实施爆破致裂。

3.2 锚索加强支护参数设计及效果

为使恒阻锚索在留巷的过程中发挥较好的悬吊作用，恒阻锚索长度一般高于切顶高度1～2m，并确保锚固端位于稳定岩层内。结合顶板岩层分布情况及切顶参数，恒阻锚索设计长度9.3m。布设3列恒阻锚索，间排距1500mm×1000mm。锚索直径21.8mm，，预紧力25kN。受动压扰动影响，恒阻锚索达到恒阻力后发生让压变形，前后观测锚索锁具缩进量为35mm，如图8所示。

锚索让压变形表明，在顶板垮落及上覆岩梁断裂运动期间，恒阻锚索发挥了350kN高恒阻力的支护工效，避免了锚索受拉破断现象，达到了顶板耦合支护效果。

实体煤帮采用普通锚索加强支护，排距2000mm，距离底板1400mm，与水平夹角45°。采用∅15.24×6000mm的钢绞线，预紧力160kN。

3.3 巷道被动支护参数设计及效果

架后先挂设菱形金属网，后挂设风筒布密闭，在支设挡矸U型钢时同时挂设钢筋网，挡矸U型钢采用两根2m长36#U型钢利用卡兰搭接组成。为增强挡矸U型钢整体稳定性，利用连杆进行两两连接，如图9所示。

留巷内采用“木垛+单体棚”联合被动支护形式，木垛每隔5m一架，两侧木垛交替布设。单体棚为一梁四柱支护形式，留巷支护效果如图10所示。

3.4 切眼留巷围岩变形规律

采用十字测点观测分析法得到切眼留巷围岩变形规律如图11所示。

切眼留巷顶底板移近量为470mm，其中底鼓量为376mm，占总移近量的80%，表明坚硬顶板、软弱底板条件下的切顶留巷，围岩变形量主要以底鼓为主。两帮移近量277mm，煤帮变形量为主。滞后工作面约280m围岩基本稳定。

4 结 论

1)坚硬顶板条件下工作面初采顶板易出现悬顶面积大、初压显现剧烈等现象，加之切眼临近采空区，均为切眼留巷围岩控制增加困难。针对性的提出了顶板卸压、围岩主动支护、高强度被动加固的综合围岩控制技术方案。

2)提出了临近采空区切眼留巷关键技术流程。切眼贯通安装完支架后，采前实施“定向预裂+松动爆破”组合卸压技术；随采随支围岩主动支护技术实现了采后煤帮及顶板的主动加强支护；支架移出留巷范围，实施巷内高强被动支护技术，实现矸石帮及顶板在动压期间的稳定性支护。

3)将上述技术及工艺在试验矿井开展工程实践，并进行参数优化设计，结果表明切眼留巷围岩控制效果较好。“定向预裂+松动爆破”组合卸压技术的实施，实现了90%的倾向单裂缝面及架后采空区顶板及时冒落，改善了围岩结构；采后及时采区主被动支护加固围岩控制变形，采用“帮部加强锚索+顶板恒阻锚索+挡矸密闭”支护围岩。工作面推进280m时切眼留巷围岩稳定，留巷断面满足生产需求。