近距离不规则采空区下综放煤巷分区控制研究

刘华博，孟凡净，花少震，王 浩

（1.河南工学院 机械工程学院，河南 新乡 453003；2.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作 454000）

近距离煤层下行开采时，上覆遗留煤柱形成的集中应力通常对下位煤层开采产生附加应力[1-3]，加剧了覆岩结构位态变化及运动，因此保障采空区下近距离煤层巷道围岩稳定显得尤为重要。国内外学者们围绕采空区下近距离煤层巷道围岩变形破坏及控制技术开展了大量的研究工作，取得了如巷道合理位置布置[4-7]、矿压显现规律[8]、底板影响深度及分区[9]、控制重难点特征[10-12]、应力及位移分布规律[13-16]、覆岩位态结构[17]、畸变破坏特征[18-19]及其分区域支护技术[20-24]等方面的诸多有益成果,并在不同地质条件下取得了成功应用，保障了近距离煤层的安全有序回采。但现有研究成果中，鲜有关于近距离煤层不规则采空区下复杂赋存条件综放煤巷的分区失稳特征及控制的研究。基于此，针对小峪煤矿近距离厚煤层不规则采空区下综放煤巷围岩的控制难题，开展巷道围岩地质雷达探测及钻孔窥视，结合理论计算确定了巷道围岩畸变破坏范围；数值模拟研究了综放煤巷围岩应力分布规律，揭示了围岩分区域非对称失稳破坏特征；针对性提出了近距离不规则采空区下综放煤巷的分区域组合支护技术，现场工程试验证实煤巷围岩控制效果良好。

1 工程概况

试验矿井3#煤层平均煤厚8.48 m，煤层倾角约6°，其下部5#煤层埋深约250 m，煤层平均厚度约7.41 m，煤层倾角约6°，属稳定可采煤层，采用综合机械化放顶煤开采方式，采高3 m，放煤高度约4.41 m，5#煤层顶底板综合柱状图如图1。

图1 5#煤层顶底板综合柱状图Fig.1 Comprehensive histogram of roof and floor of 5#coal seam

3#煤与5#煤层间距约30 m，属近距离煤层。试验对象为下位5#煤层8204 工作面区段平巷，其上方3#煤层各工作面已采空，为不规则分布的采空区，8204 工作面相对上位不规则采空区布置如图2。8204 工作面综放煤巷断面为宽4.8 m×高3.2 m 矩形巷道，沿5#煤层底板布置。

图2 8204 工作面相对上位不规则采空区布置图Fig.2 Layout of 8204 coal face and upper irregular goaf

由于经历了上位放顶煤工作面剧烈动压扰动影响，上煤层底板破坏深度大，导致下方工作面在回采期间必将经受2 个放顶煤工作面支承应力的叠加影响，导致巷道围岩控制难度大。再者，由于5#煤层采准巷道支护设计以经验为主、缺乏理论依据支撑，随处可见围岩大变形、顶板网兜及锚杆索支护失效等现象。鉴于此，需开展采空区下近距离厚煤层综放煤巷围岩失稳破坏研究，据此针对性设计支护方案，确保煤巷围岩的稳定性。

2 综放煤巷围岩失稳破坏特征

为探究近距离厚煤层典型试验煤巷围岩失稳破坏特征，运用地质雷达、钻孔窥视及理论计算3 种方法分析8204 工作面综放煤巷的破坏状况，为巷道支护设计提供数据支撑；同时，采取数值模拟的方法研究了围岩应力分布及塑化运移状况，进而揭示煤巷围岩失稳破坏特征。

不同位置煤巷围岩地质雷达与钻孔窥视对比图如图3。

图3 不同位置煤巷围岩地质雷达与钻孔窥视对比图Fig.3 Contrast of geological radar and borehole peeping in different positions of coal roadway

2.1 地质雷达探测结果及分析

地质雷达探测共布置16 条测线，分别选取工作面区段巷道普通区域、A 区、B 区（包括残留煤柱下方应力集中区巷道）及C 区各2 个位置的实体煤及回采侧帮布置测站，每条测线长度不少于1 000 道，探测结果显示：A 区、B 区（残留煤柱下方巷道）及C区雷达测试结果类似，因此选取普通区及B 区围岩控制难度极大的上位煤层残留煤柱下方应力集中区巷道探测结果进行分析。

地质雷达探测结果显示：普通区巷道实体煤侧围岩横向裂隙连通范围从巷道壁面延伸至1.80 m，1.80 m 以里围岩仍出现断续发育的横向裂隙，此处横向裂隙发育位置存在一定程度的结构面弱化带；普通区巷道回采帮浅部1.95 m 范围内围岩节理裂隙发育较为明显，帮部1.95 m 向深部延伸仍存在一定程度的横向裂隙，但相对浅部围岩裂隙数量显著降低，由此得出了巷道回采帮松动圈范围略大于实体煤帮，但两帮围岩裂隙显著发育范围均没有超过2.0 m。B 区上位煤层残留煤柱下方应力集中区巷道实体煤侧浅部2.25 m 以内围岩裂隙发育显著，回采侧帮2.50 m 范围内围岩存在不同程度裂隙。由不同区域围岩裂隙发育特征可以得出，残留煤柱下方巷道围岩破坏程度明显大于普通区域巷道。

2.2 钻孔窥视结果及分析

为了进一步分析综放煤巷围岩松动圈范围，采取钻孔窥视的方法, 分别选取工作面区段巷道普通区域、A 区、B 区及C 区各2 个位置顶板、实体煤及回采侧帮布置测站，分析巷道围岩裂隙发育状况，同时钻孔窥视结果可消除上述介电常数变化异常区域由含水量的突增变化的影响，亦可对上述地质雷达探测结果实现相互验证。结果表明:A 区、B 区及C区钻孔窥视结果近似一致，因此选取普通区及C 区围岩窥视结果进行分析。

由普通区域综放煤巷顶板钻孔窥视结果可以看出：顶板浅部1.8 m 内煤体较为破碎，1.8～3.6 m 内存在不同程度发育的纵向裂隙，超过3.6 m 时围岩裂隙显著减少，顶板逐渐趋于稳定；实体煤帮浅部1.2 m 及回采帮浅部1.4 m 范围内围岩裂隙较为发育，煤体较为破碎，超过此范围后两帮煤体裂隙数量明显变少，围岩逐渐趋于稳定，在此基础上，围岩可以发挥良好的锚固效果；不规则采空区下C 区顶板浅部5.2 m 范围内围岩存在各类不同程度的裂隙，围岩破坏范围大，超过5.2 m 后裂隙逐渐减少，围岩渐趋稳定；实体煤帮及回采帮煤体裂隙发育较为显著区域范围分别为2.9 m 和3.2 m，由此得出了不规则采空区下综放煤巷围岩破坏程度显著强于普通区域围岩，这亦验证了上述地质雷达探测结果的合理性。为了发挥良好的锚杆锚固效果，提出煤巷两帮锚杆长度不应小于2.0 m。同时，现场测试得出了采空区下方煤巷的剧烈扰动范围为采空区边界正下方向两侧延伸约40 m。

综上所述，采空区下与普通区域综放煤巷破坏特征存在显著差异，因此，提出不规则采空区下与普通区域综放煤巷应采取差异化支护方案，即普通区域围岩采取常规支护方案，采空区下位巷道需采取加强支护措施（考虑到安全系数，加强支护应在采空区边界正下方向两侧拓展50 m 范围内）。

2.3 极限平衡区理论分析煤巷围岩破坏特征

根据矿山压力与岩层控制理论，综放煤巷两帮围岩极限平衡区范围x0可由式（1）计算得出：

式中：m 为5#煤层开采高度，取7.41 m；H 为5号煤层采深，约为250 m；ρ 为5#煤层上覆岩层的平均密度，取2.5 t/m3；A 为侧压系数，取1.2；φ0为煤层的内摩擦角，取30°；c0为煤层的平均黏聚力，取0.6 MPa；k 为煤巷两帮的应力集中系数，取值于数值模拟计算结果；pz为煤巷两帮的支护强度，取0.25 MPa。

根据试验矿井5#煤层8204 综放工作面以上相关参数值，将其代入式（1）计算可得，8204 综放工作面煤巷两帮围岩极限平衡区范围约2.15 m，与上述现场测试结果近似一致。

2.4 煤巷围岩应力分布及失稳特征

为了阐明综放煤巷在经历本工作面回采过程中应力分布情况，建立能准确反映现场工程实际相一致的采空区下近距离厚煤层巷道围岩三维数值模型，分析开挖扰动作用下围岩变形破坏与垂直应力分布规律，阐明煤巷围岩失稳破坏特征。

构建的近距离厚煤层不规则采空区下综放煤巷围岩数值计算模型尺寸为：长650 m、宽600 m、高230 m，模型四周铰支、底部固支，上部为自由边界，模型本构关系为Mohr-Coulomb 基本准则，基于Hoek-Brown 准则[25-26]处理后的煤岩层力学参数见表1。

表1 岩层力学参数表Table 1 Mechanical parameters of rock stratum

基于上位3#煤层各工作面回采结束后，研究5#煤8204 工作面回采进程中围岩应力分布状况。以工作面回采90 m 为例，综放煤巷围岩应力分布云图如图4。

图4 综放煤巷围岩应力分布云图Fig.4 Surrounding rock stress distribution in fully mechanized top-coal caving roadway

由图4 可知：受上位各工作面回采影响，位于3#煤层各工作面正下方的5#煤体均处于扰动破坏的应力低值区，但位于上煤层工作面残留煤柱下方应力高度集中的综放煤巷围岩应力集中系数高达2.54；工作面前方动态移动的剧烈动压扰动影响范围约26 m，因此工作面超前支护范围应不小于26 m；8204 工作面自开切眼回采至50 m 过程中，由于本工作面距离上位工作面采空区距离较远，上位煤层工作面采空区及遗留煤柱对8204 工作面开采影响较小；当工作面开采至90 m 时，位于8204 工作面下方的煤层处于已发生破坏的应力低值区，引起超前应力仅由工作面前方一部分煤体承担，且此位置处煤体处于上位东4801 工作面与8204 工作面的应力叠加，工作面前方支承压力显著增大，易引起前方煤体大范围畸变破坏。鉴于此，提出8204 工作面回采至90 m 时应加强对围岩应力、位移、支护构件受力等矿压指标的及时监测，亦可采取卸压等方式提前释放工作面超前段围岩应力。

以超前工作面10、50、80 m 为例，综放煤巷两帮围岩应力分布曲线如图5。

图5 煤巷两帮围岩应力分布曲线Fig.5 Stress distribution curves in two sides of the roadway

由图5 可知：超过工作面前方50 m 时巷道两帮围岩近似趋于稳定，此时巷道两帮围岩应力峰值区范围均为2.5 m；当距离工作面10 m 时，巷道两帮围岩应力值显著增加，实体煤帮与回采帮围岩应力峰值分别为15.63 MPa 和16.31 MPa，应力值增幅分别为62.98%和61.17%，应力峰值位置由原来2.0 m增大至2.5 m。

3 采空区下综放煤巷围岩分区控制技术

综放煤巷围岩分区域支护图如图6。

图6 综放煤巷围岩分区域支护图Fig.6 Sub-regional support of fully mechanized top-coal caving roadway

1）普通区支护。普通区域综放煤巷实体煤帮1.80 m、回采帮1.95 m 范围内煤体裂隙发育，未经历工作面剧烈扰动影响时两帮围岩应力峰值区距离约为2.0 m，因此巷道两帮锚杆长度需不小于2.0 m；巷道顶板3.6 m 内围岩裂隙发育，因此对于普通区域围岩采取顶板双排锚索+两帮钢筋梯梁网+超前段单体柱等分区联合支护技术（图6（a））。

2）采空区下及残留煤柱下加强支护。考虑到：①上煤层工作面残留煤柱下方应力高度集中的综放煤巷围岩应力集中系数高达2.54；②采空区下方煤巷将经历本放顶煤工作面的剧烈动压扰动影响，工作面超前单体柱加强支护范围应不小于26 m。提出在采空区下向两侧延伸50 m 及残留煤柱下煤巷沿顶板及两帮倾斜补打槽钢锚索进行加强支护（图6（b））。槽钢锚索锚固点位于巷道两肩窝处的三向受压岩体内，为发挥对围岩的锚固力提供了较好的承载基础，其施加的复向预应力迫使顶板岩体处于多向压应力状态，显著提升了顶板围岩强度。

3.1 普通区域综放煤巷围岩支护方案

1）顶板支护。巷道顶板布置5 根φ22 mm×2 400 mm 螺纹钢锚杆及2 根φ17.8 mm×9 500 mm 单体锚索支护，锚杆间排距1 000 mm×1 100 mm，锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm，锚杆与锚索铁托盘规格分别为170 mm×170 mm×10 mm 与300 mm×300 mm×10 mm。工作面前方30 m 采取单体柱动态加强支护。

2）两帮支护。煤巷两帮各布置2 根φ20 mm×2 300 mm 螺纹钢锚杆，间排距1 000 mm×1 100 mm，铁托盘规格为120 mm×120 mm×8 mm，上下2 根锚杆采用钢筋梯组合为一体，顶板及两帮均铺设铅丝网联合支护。

3.2 采空区及残留煤柱下煤巷加强支护方案

1）顶板支护。顶板每2 排单体锚索中间倾斜补打2 根φ17.8 mm×9 500 mm 槽钢锚索加强支护，补打后的顶板锚索间排距为1 600 mm×800 mm。

2）两帮支护。两帮倾斜补打2 根φ17.8×5 000 mm锚索配套槽钢进行加强支护，帮部槽钢锚索间排距为1 600 mm×2 400 mm。

3.3 支护效果

分别在普通区域、采空区下及残留煤柱下方煤巷设置测站监测围岩变形量，不同区域综放煤巷围岩矿压观测曲线如图7（采空区下及残留煤柱下方煤巷围岩监测结果近似一致，此处仅展示采空区下方煤巷围岩观测结果）。

图7 不同区域综放煤巷围岩矿压观测曲线Fig.7 Observation curves of fully mechanized top-coal caving roadway in different regions

由图7 可知：工作面前方75 m 以外围岩变形量增速较缓，近似趋于稳定；工作面前方45～75 m 位置处围岩受到工作面回采扰动影响，围岩位移快速增长；工作面前方45 m 处矿压显现较为剧烈，围岩移近量显著增加；在工作面位置处普通区域及采空区下煤巷围岩位移均控制在合理范围之内，且未出现锚杆索破断现象，煤巷围岩控制效果良好。因此，采取以上分区联合支护技术实现了对普通区、采空区下及残留煤柱下煤巷围岩的稳定性控制，保障了近距离厚煤层工作面的安全正常回采。

4 结 语

1）将试验巷道划分为普通区、采空区下及残留煤柱下等多个区域，通过地质雷达探测及钻孔窥视得出普通区巷道顶板3.6 m、实体煤侧1.8 m、回采侧1.95 m 及采空区下巷道顶板5.2 m、实体煤帮2.9 m、回采帮3.2 m 及残留煤柱下煤巷实体煤侧2.25 m、回采帮2.50 m 内围岩节理裂隙发育，煤体较为破碎，揭示了巷道回采帮松动圈范围均大于实体煤帮0.5 m 的非对称破坏特征。

2）根据现场矿压观测结果并结合极限平衡区理论，得出了煤巷两帮围岩的塑化范围为2.15 m；阐明了上位煤层残留煤柱下部应力集中区煤巷及不规则采空区下综放煤巷围岩破坏程度显著强于普通区域围岩的变形破坏规律，这亦验证了上述地质雷达探测及钻孔窥视结果的合理性。

3）数值模拟结果表明：上煤层工作面残留煤柱下方综放煤巷围岩应力集中系数高达2.54；工作面前方剧烈动压扰动影响范围为26 m。提出了工作面超前动态加强支护距离为30 m；阐明了当工作面开采至90 m 时，由于受上位已回采工作面及本工作面开采引起的应力场叠加，需加强对综放煤巷围岩的矿压观测。

4）基于综放煤巷围岩松动破坏程度及应力分布规律，提出普通区煤巷顶板双排锚索+两帮钢筋梯梁网+超前段单体柱、采空区下及残留煤柱下煤巷顶板及两帮槽钢锚索进行加强支护的分区域联合控制技术。现场矿压观测结果证实联合支护技术有效解决了不规则采空区下综放煤巷围岩的控制难题。