閆志強(qiáng)

(山西汾西礦業(yè)(集團(tuán))有限責(zé)任公司 賀西煤礦，山西 呂梁 033300)

隨著煤炭資源開采強(qiáng)度的增加，開采條件優(yōu)越的煤炭?jī)?chǔ)量接近枯竭，造成開采條件差的煤層逐漸成為主流開采煤層，其中層間距小的近距離煤層由于其賦存條件惡劣，屬難采煤層[1-4]。同時(shí)，礦井巷道掘進(jìn)率高、采掘接替緊張以及多煤層開采煤柱應(yīng)力集中等問題限制了礦井高效安全生產(chǎn)[5-9]?？梢?，賦存條件優(yōu)越的煤炭資源越來越少，導(dǎo)致煤礦企業(yè)不得不重視開采和支護(hù)困難的近距離煤層群，同時(shí)為了減少資源損失，避免煤柱應(yīng)力集中問題，沿空留巷技術(shù)廣泛應(yīng)用于煤層開采中。

多年來，國(guó)內(nèi)眾多學(xué)者和現(xiàn)場(chǎng)工程技術(shù)人員對(duì)近距離采空區(qū)下巷道布置開展了大量研究。高士崗等計(jì)算了采空區(qū)下開切眼圍巖及支護(hù)結(jié)構(gòu)受力與變形情況，提出了“金屬棚+錨桿+單體支柱”的組合支護(hù)技術(shù)[10]；侯樹宏針對(duì)厚煤層采空區(qū)內(nèi)近距離上行開采巷道斷面布置問題，提出回采巷道的合理斷面形狀為微拱形斷面[11]；趙洪寶等探究了巷道在受到上煤層工作面回采與煤柱應(yīng)力集中情況下產(chǎn)生非對(duì)稱性破壞的機(jī)理與演化規(guī)律[12]；曲華等提出上行卸壓開采可從根本上消除復(fù)合頂板管理、沖擊地壓以及巷道支護(hù)等多重高應(yīng)力難采煤層難題[13]；索永錄等分析了近距離煤層群三種巷道布置形式時(shí)的頂板垂直應(yīng)力、塑性破壞以及下沉位移特征，得出采用內(nèi)錯(cuò)布置方式時(shí)巷道塑性破壞范圍及頂板變形量均相對(duì)較小[14]；孔德中等探究了上位煤層開采后殘留煤柱在底板的應(yīng)力分布、底板破壞深度以及在非均布荷載下巷道破壞的主導(dǎo)因素[15]。

綜上所述，專家學(xué)者對(duì)近距離煤層開采下位巷道布置及支護(hù)技術(shù)進(jìn)行了諸多研究，取得了可喜進(jìn)展，但是對(duì)近距離采空區(qū)下沿空留巷的設(shè)計(jì)與維護(hù)研究較少。以上述研究為基礎(chǔ)，以香源煤業(yè)3#煤與2#煤近距離煤層開采為工程背景，研究近距離采空區(qū)下沿空留巷圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)，并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)化試驗(yàn)。

1 工程概況

1304采煤工作面可采走向長(zhǎng)785.5m，傾斜長(zhǎng)174.3m，面積為136913m2，埋深約570m，其四周3#煤層均為未采區(qū)，上距2#煤層采空區(qū)6.87～8.58m。近距離煤層采掘順序?yàn)椋荷衔?#煤層1204工作面回采→上位2#煤層1206工作面回采→下位3#煤層1304工作面材料巷掘進(jìn)→下位3#煤層1304工作面回采。工作面布置情況如圖1所示。

圖1 工作面布置情況

1304工作面開采山西組3#煤層，煤層平均厚度為0.9m，煤層平均傾角為3°，煤巖層頂?shù)装迩闆r如圖2所示。對(duì)1304采煤工作面材料巷進(jìn)行沿空留巷，巷道凈寬×凈高=4.4m×2.3m，沿3#煤層頂板掘進(jìn)，設(shè)計(jì)長(zhǎng)度為887.16m。

圖2 煤巖層賦存情況

2 采空區(qū)下底板應(yīng)力分布與變形破壞特征

2.1 底板應(yīng)力分布的數(shù)值模擬計(jì)算

為了探究近距離采空區(qū)下底板巖層應(yīng)力分布規(guī)律，采用FLAC3D軟件以香源煤業(yè)1304工作面地質(zhì)條件為工程背景，建立數(shù)值計(jì)算模型，如圖3所示。模型的上表面為垂直壓應(yīng)力邊界條件，其余邊界為速度固定邊界，煤巖層材料破壞符合摩爾-庫(kù)侖本構(gòu)模型。數(shù)值模型采(掘)順序?yàn)椋?204工作面開挖→1206工作面開挖→1304工作面材料巷開挖→1304工作面開挖→充填柔?；炷翂w。

圖3 數(shù)值計(jì)算模型

上位煤層1204工作面開采后柔模墻柱底板應(yīng)力分布如圖4(a)所示，上位煤層1206工作面開采后墻柱底板應(yīng)力分布如圖4(b)所示。

圖4 上煤層開采后墻體底板應(yīng)力分布特征

由圖4(a)可知，上位煤層1204工作面開采后，留巷左幫巖體將形成應(yīng)力集中現(xiàn)象，靠近巷道側(cè)的1204采空區(qū)頂?shù)装逯車鷮⑿纬纱蠓秶膽?yīng)力低值區(qū)，柔?；炷翂w所受應(yīng)力值為26MPa，應(yīng)力值小于其強(qiáng)度極限值，可保證留巷結(jié)構(gòu)的完整性，為下一工作面的安全回采提供有利條件。當(dāng)上位煤層1206工作面開采后，1204采空區(qū)逐漸壓實(shí)，且出現(xiàn)一定程度的應(yīng)力集中現(xiàn)象，柔?；炷翂w發(fā)生變形破壞，靠近墻體側(cè)的1206采空區(qū)頂?shù)装逯車纬纱蠓秶膽?yīng)力低值區(qū)。可見，在布置下位煤層回采巷道時(shí)，可將其置于應(yīng)力低值區(qū)的1206采空區(qū)底板下側(cè)，避開上位煤層開采形成的集中應(yīng)力的影響，使得巷道易于維護(hù)。

上位煤層1204工作面開采后墻柱底板不同深度應(yīng)力分布曲線如圖5(a)所示，上位煤層1206工作面開采后墻柱底板不同深度應(yīng)力分布曲線如圖5(b)所示。

圖5 上煤層開采后墻體底板不同深度應(yīng)力分布曲線

由圖5(a)可知，1204工作面開采后，1204工作面采空區(qū)底板不同深度的應(yīng)力呈先減小后增加的趨勢(shì)，而未開采的1206工作面底板不同深度情況下的應(yīng)力呈先增加后減小的趨勢(shì)。1206工作面開采后，隨著1204采空區(qū)頂板的逐漸壓實(shí)，1204采空區(qū)底板應(yīng)力呈先增加后減小的趨勢(shì)，且該區(qū)域內(nèi)的應(yīng)力維持著較高狀態(tài)；而1206采空區(qū)底板應(yīng)力呈先短暫減小后逐漸增加的趨勢(shì)。且由圖5(b)可知，位于1206采空區(qū)下且在遺留墻體左側(cè)約35m寬度范圍的A區(qū)域應(yīng)力處于低水平狀態(tài)，此區(qū)域內(nèi)的巖體較為破碎，其完整性遭到劇烈破壞，不適合在A區(qū)域內(nèi)布置下煤層回采巷道；而位于1206采空區(qū)下且在遺留墻體左側(cè)約47m寬度范圍的B區(qū)域應(yīng)力處于原巖應(yīng)力水平附近，此區(qū)域內(nèi)的巖體具有一定的承載能力與自穩(wěn)能力，適宜在B區(qū)域內(nèi)布置回采巷道。

2.2 采空區(qū)下巷道變形破壞特征

2.2.1 采空區(qū)下底板破壞深度估算

在近距離煤層群中，上位煤層的開采將導(dǎo)致底板巖層發(fā)生損傷破壞，最大屈服破壞深度h：

式中，β為圍巖裂隙影響系數(shù)，取0.62；R為煤體單軸抗壓強(qiáng)度，取5.8×107Pa；L為工作面長(zhǎng)度，取160m；H為煤層埋深，取570m；γ為上覆巖層容重，取2.6kN/m3。估算可得上位2#煤層工作面開采后，底板的損傷破壞深度為10.6m，大于2#煤層與3#煤層間距?？梢姡厦簩拥拈_采將弱化下位煤層巷道圍巖完整性，給巷道支護(hù)帶來較大困難。

此外，由計(jì)算結(jié)果可知，下煤層開采后，上下采空區(qū)裂隙將貫通，鑒于該礦屬于瓦斯含量較高礦井，在現(xiàn)場(chǎng)生產(chǎn)實(shí)際中，防控下工作面采空區(qū)及留巷瓦斯超限事故的解決方法：

1)在上覆工作面采空區(qū)封閉時(shí)，在閉墻預(yù)埋抽采管路進(jìn)行上覆采空區(qū)抽采；

2)在該工作面回采作業(yè)時(shí)施工高位裂隙帶鉆孔，鉆孔高度為煤層頂板4m左右位置，當(dāng)采空區(qū)垮落時(shí)與鉆孔貫通，形成對(duì)采空區(qū)抽采；

3)每隔10m使用一組特殊柔模袋，安裝一組抽采管路，實(shí)現(xiàn)對(duì)采空區(qū)瓦斯抽采，同時(shí)在柔模接縫處噴密封材料，防止瓦斯外溢。

2.2.2 下位沿空留巷變形破壞特征

由上述分析可知，將3#煤層1304工作面材料巷道布置在2#煤層1206工作面采空區(qū)下方原巖應(yīng)力水平范圍的底板巖層中，巷道掘進(jìn)易于維護(hù)。但是，由于下位煤層巷道圍巖結(jié)構(gòu)已經(jīng)遭到多次采掘破壞，在1304工作面回采留巷期間時(shí)巷道礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈，圍巖變形嚴(yán)重。采空區(qū)下留巷無支護(hù)時(shí)應(yīng)力分布如圖6所示。

圖6 采空區(qū)下留巷無支護(hù)時(shí)變形破壞特征

由圖6可知，由于下煤層開采前頂板完整性就受到破壞，導(dǎo)致布置在下煤層的回采巷道礦山壓力顯現(xiàn)劇烈，尤其表現(xiàn)為下位3#煤層巷道頂板下沉變形較為明顯，因此可考慮對(duì)巷道頂板進(jìn)行注漿加固。此外在巨大變形壓力作用下，柔?；炷翂w發(fā)生明顯的側(cè)向擠出變形，因此需采取合理措施控制柔?；炷翂w側(cè)向擠出變形，為下一工作面回采創(chuàng)造有利條件。

3 近距離采空區(qū)下沿空留巷圍巖控制

3.1 沿空巷道控制對(duì)策

近距離采空區(qū)下沿空留巷經(jīng)受多次采動(dòng)影響，為本工作面及下工作面服務(wù)。下煤層沿空留巷復(fù)用時(shí)，由于其頂板破碎區(qū)較大，完整性受到大范圍破壞，造成沿空留巷維護(hù)困難。針對(duì)近距離采空區(qū)下沿空留巷變形破壞特征，其圍巖穩(wěn)定性控制要考慮以下幾個(gè)原則：

1)頂板注漿長(zhǎng)錨索加固。由于2#煤層與3#煤層間隔過近，下煤層開采前頂板完整性就受到破壞，因此須及時(shí)采用注漿長(zhǎng)錨索對(duì)巷道頂板進(jìn)行注漿加固，使頂板圍巖完整性和致密程度增加，為后續(xù)支護(hù)組件的功能性發(fā)揮提供有利條件[16，17]。需要說明的是：下煤層施工掘進(jìn)是在上煤層工作面回采完畢3～5a后進(jìn)行掘進(jìn)作業(yè)，掘進(jìn)過程施工錨索是中空注漿錨索，前期支護(hù)時(shí)使用一根錨固筋進(jìn)行錨固，在距離掘進(jìn)工作面30m后對(duì)錨索進(jìn)行注漿，將上煤層回采后形成的裂隙進(jìn)行填充，填充料為425硅酸鹽水泥或凱密胺，保證裂隙頂板和再生頂板的壓實(shí)膠結(jié)效果。因此，巷道頂板進(jìn)行注漿長(zhǎng)錨索支護(hù)時(shí)，可保證錨索錨固牢靠。

2)補(bǔ)強(qiáng)加固復(fù)合錨固承載結(jié)構(gòu)(如圖7所示)。沿空留巷圍巖深部錨索支護(hù)形成的次錨固承載結(jié)構(gòu)與淺部錨桿支護(hù)形成的主錨固承載結(jié)構(gòu)，此二者與圍巖耦合形成復(fù)合錨固承載結(jié)構(gòu)，而在巷道內(nèi)布置單體支柱不僅可對(duì)復(fù)合承載結(jié)構(gòu)進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)加固，抑制圍巖彎曲變形，控制圍巖裂隙擴(kuò)展[18]，確保錨桿索預(yù)應(yīng)力的有效傳遞，還可有效抑制底鼓現(xiàn)象發(fā)生。

圖7 補(bǔ)強(qiáng)加固復(fù)合錨固承載結(jié)構(gòu)原理

3)留巷圍巖“一梁四柱”式支護(hù)承載系統(tǒng)(如圖8所示)。沿空留巷頂板圍巖主要由柔模墻體、實(shí)體煤、單體柱以及采空區(qū)矸石等組合支護(hù)系統(tǒng)共同承載。研究表明：①留巷頂板絕大部分載荷是由實(shí)體煤對(duì)其進(jìn)行承載；②柔模墻體具有增阻速度快、允許頂板一定可縮量以及具有較高的后期強(qiáng)度等特性[19，20]，可提升充填區(qū)域側(cè)向頂板的完整性和承載性，且能分壓承載部分頂板載荷，在一定時(shí)間內(nèi)充當(dāng)復(fù)合承載結(jié)構(gòu)支撐點(diǎn)，使其在一定程度上延緩巷旁柔模充填體承載時(shí)間，有效增強(qiáng)巷旁柔模承載時(shí)的強(qiáng)度與剛度；③采空區(qū)冒落矸石是一種松散介質(zhì)，具有宏觀連續(xù)和不可逆壓縮變形等特點(diǎn)，工作面推進(jìn)一定距離后矸石被壓實(shí)后體積將永久性縮小，產(chǎn)生應(yīng)變硬化現(xiàn)象，壓實(shí)后的矸石逐漸承載頂板載荷[21，22]；④強(qiáng)力單體支柱額定工作阻力為250kN，初撐力可達(dá)到150kN，柔?；炷脸休d初期單體柱起增阻讓壓的作用，保證留巷頂板巖層不發(fā)生垮冒事故，單體柱的可縮性可適應(yīng)頂板巖層的整體下沉[23]。

圖8 留巷圍巖“一梁四柱”式支護(hù)承載系統(tǒng)

4)留巷巷內(nèi)“四位一體”承載傳力控制系統(tǒng)(如圖9所示)。該“四位一體”加強(qiáng)支護(hù)系統(tǒng)通過“支撐控頂-承載助幫-可縮讓壓-傳力控底”的作用達(dá)到控制頂?shù)装鍑鷰r變形的目的，其具體表現(xiàn)為：①π型梁的應(yīng)用使頂板均勻受力，保障了頂板圍巖的完整性，加強(qiáng)了頂板錨固復(fù)合承載結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。高阻力可縮性單體支柱能夠提供較高的支護(hù)阻力，分擔(dān)承載頂板壓力，實(shí)現(xiàn)分壓減跨的目的，同時(shí)單體支柱又能適應(yīng)巖層變形運(yùn)動(dòng)，達(dá)到讓壓頂板荷載的目的；②強(qiáng)力單體柱在承擔(dān)頂板載荷的基礎(chǔ)上，還可作為一個(gè)傳遞體將頂板壓力傳遞至底板，并對(duì)底板施加反向約束力，提高底板的支護(hù)強(qiáng)度，實(shí)現(xiàn)控制底鼓的作用；③巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)、實(shí)體煤幫錨網(wǎng)支護(hù)以及巷旁柔?；炷脸休d結(jié)構(gòu)的應(yīng)用保障了巷道幫具有足夠的強(qiáng)度，實(shí)現(xiàn)了圍巖與支護(hù)體共同承載，有助于頂?shù)装鍘r層的穩(wěn)定性控制，避免了頂板沿巷旁充填體切頂和沿實(shí)體煤幫切落等事故的發(fā)生。正是單體柱配的“支撐控頂-承載助幫-可縮讓壓-傳力控底”作用形成的四位一體承載傳力控制裝置，保障了沿空留巷圍巖穩(wěn)定性。

圖9 留巷巷內(nèi)“四位一體”承載傳力控制系統(tǒng)

5)柔?；炷翂w拉桿加固并輔以單體柱支護(hù)。1304采煤工作面沿空留巷巷旁充填體為柔?；炷?，其寬度為1.7m。由于沿空留巷條件下受強(qiáng)采動(dòng)影響非常明顯，留巷圍巖變形量大，圍巖破壞嚴(yán)重，巷旁充填體一貫為留巷圍巖加固的重點(diǎn)與難點(diǎn)。由于巷旁充填體為1.7m寬的柔?；炷?，屬于窄巷旁充填體，因此必須采用柔模混凝土墻體拉桿加固并輔以單體柱支護(hù)。柔模袋中泵注的密實(shí)混凝土與其內(nèi)部穿孔拉桿可形成柔?；炷翉?qiáng)力承載結(jié)構(gòu)(如圖10所示)。對(duì)穿拉桿配合鐵板作用于柔?；炷林?，能夠有效限制柔模袋內(nèi)的混凝土向外擠出變形，同時(shí)限制充填墻體的變形與破壞，將袋內(nèi)的充填體由原有的二向受力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)槿蚴芰顟B(tài)，混凝土充填體內(nèi)的受力狀態(tài)得到明顯改善，可明顯提升巷旁柔?；炷脸涮铙w的承載特性。單體液壓支柱作為巷旁柔模混凝土的臨時(shí)加強(qiáng)支護(hù)，不僅可在混凝土成型凝固前提供較大的支護(hù)阻力，承擔(dān)頂板載荷，還可實(shí)現(xiàn)控制底鼓的作用。

圖10 柔?；炷翉?qiáng)力承載結(jié)構(gòu)

3.2 沿空留巷支護(hù)技術(shù)

基于上述控制原則與控制對(duì)策，提出了近距離采空區(qū)下沿空留巷“頂板注漿長(zhǎng)錨索加固+實(shí)體煤幫與頂板高強(qiáng)高預(yù)緊力錨桿+巷內(nèi)強(qiáng)力單體液壓支柱+柔模混凝土墻體拉桿加固輔以單體支柱護(hù)墻”的非對(duì)稱耦合控制技術(shù)如圖11所示。支護(hù)參數(shù)如下：

圖11 綜合控制技術(shù)(mm)

頂板采用?20mm×2000mm的高強(qiáng)度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為860mm×800mm，角錨桿距幫150mm。配合規(guī)格為4400mm×300mm×4.5 mm的W型鋼帶貼頂支護(hù)，錨固力不小于150kN，預(yù)緊力矩不小于300N·m。此外頂板采用規(guī)格為?21.8mm×5500mm的中空注漿錨索，每排布置3根，間排距為1100mm×1600mm，錨索預(yù)緊力不小于200kN，配合使用16mm×300mm×300mm高強(qiáng)錳鋼鼓形托板。沿空留巷頂板支護(hù)采用DW28-300/100X或DW31.5-200/100X型懸浮式液壓支柱配合3.6m長(zhǎng)的π型梁構(gòu)成“一梁三柱”棚式支護(hù)。巷幫采用?20mm×2000mm的高強(qiáng)度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排布置3根，間排距為900mm×800mm，最上面一根距頂板300mm。配套使用的規(guī)格為長(zhǎng)×寬×厚=400mm×300mm×4.5mm的W鋼帶，錨固力不小于50kN，預(yù)緊力矩不小于150N·m。

工作機(jī)尾頂板鋪設(shè)0.8m×10m的經(jīng)緯網(wǎng)，采用?20mm×2000mm的高強(qiáng)度左旋螺紋鋼錨桿配合2.5m長(zhǎng)的鋼筋托梁和鐵餅壓網(wǎng)支護(hù)，排距600mm，巷道側(cè)第一根錨桿距離巷道角錨桿300mm，設(shè)計(jì)錨固力不小于150kN。在采空區(qū)側(cè)和充填墻體間使用DW28-300/100X型懸浮式液壓支柱配合2.6m長(zhǎng)的π型梁成“一梁三柱”布置，梁間距為300mm。

在距材料巷煤幫4400mm支設(shè)規(guī)格為長(zhǎng)×寬×高=1800mm×1900mm×2500mm的柔模。使用DW28-300/100X型懸浮式液壓支柱壓住柔膜三邊的預(yù)留壓邊，將柔膜壓在頂板上。在柔模中部穿四根?20mm、L2000mm的拉桿，其間排距為600mm×700mm，拉桿的兩側(cè)使用螺帽配合鐵板固定并緊固。

4 工程實(shí)踐

為分析上述支護(hù)技術(shù)方案對(duì)近距離采空區(qū)下沿空留巷圍巖的控制效果，在留巷中布置測(cè)線對(duì)工作面推過一定距離后的留巷圍巖變形情況進(jìn)行礦壓觀測(cè)，結(jié)果如圖12所示。

圖12 現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果

由圖12可知，工作面推過0～42m時(shí)，是留巷圍巖變形的加速階段，此階段內(nèi)留巷頂?shù)装寮皟蓭鸵平垦杆僭黾印．?dāng)采取底板起底措施且工作面推過42m后，留巷圍巖變形速率逐漸減緩，但變形量仍呈增長(zhǎng)趨勢(shì)，此階段為留巷圍巖的減速變形階段。當(dāng)工作面推過101m后，留巷圍巖變形量趨于穩(wěn)定，為留巷圍巖變形的穩(wěn)定階段，此時(shí)兩幫變形量為197mm，頂板移近量為247mm，底板鼓起量為132mm。可見，上述近距離采空區(qū)下留巷圍巖控制技術(shù)有效限制了頂板破碎下沉及窄柔模墻體側(cè)向擠出變形，留巷試驗(yàn)取得成功。

5 結(jié) 論

1)在布置下位煤層回采巷道時(shí)，可將其置于應(yīng)力低值區(qū)的1206采空區(qū)底板下側(cè)，避開上位煤層開采形成的集中應(yīng)力影響。理論計(jì)算得到上煤層工作面開采后底板的損傷破壞深度為10.6m，大于2#煤層與3#煤層間距，上層煤層的開采將弱化下位煤層巷道圍巖完整性。

2)確定了近距離采空區(qū)下留巷圍巖控制對(duì)策，即頂板注漿長(zhǎng)錨索加固、補(bǔ)強(qiáng)加固復(fù)合錨固承載結(jié)構(gòu)、留巷圍巖“一梁四柱”式支護(hù)承載系統(tǒng)、留巷巷內(nèi)“四位一體”承載傳力控制系統(tǒng)及柔模混凝土墻體拉桿加固并輔以單體柱支護(hù)。

3)基于留巷圍巖控制對(duì)策，提出了近距離采空區(qū)下沿空留巷“頂板注漿長(zhǎng)錨索加固+實(shí)體煤幫與頂板高強(qiáng)高預(yù)緊力錨桿+巷內(nèi)強(qiáng)力單體液壓支柱+柔模混凝土墻體拉桿加固輔以單體支柱護(hù)墻”的非對(duì)稱耦合控制技術(shù)。

4)工程實(shí)踐表明，采用該綜合控制技術(shù)后，當(dāng)工作面推過101m后，留巷圍巖變形量趨于穩(wěn)定，此時(shí)兩幫變形量為197mm，頂板移近量為247mm，底板鼓起量為132mm，非對(duì)稱耦合控制技術(shù)實(shí)現(xiàn)了對(duì)留巷試驗(yàn)段圍巖的有效控制。