浅埋厚硬顶板沿空留巷“支-卸”协同围岩控制技术

佘永明

（国家能源集团神东煤炭集团有限责任公司，陕西 神木 719315）

0 引言

近年来，为提高煤炭资源回收率、缓解采掘接续紧张局面、减少采空区遗煤损失，我国各大矿区在地质开采条件适宜的矿井持续推行沿空留巷开采技术[1-2]。孙垒等[3]、罗明坤等[4]通过实验室试验，配比得出具有高强、让压承载性能的混凝土-高水材料组合充填墙体，在樟村煤矿大采高工作面成功应用；张智强等[5]针对12.6 m 厚煤层分层开采底分层沿空留巷瓦斯超限难题，设计两帮双柔模墙围岩控制技术，有效控制了顶底板变形和煤柱瓦斯渗漏；柏建彪等[6]、张自政等[7]、卞卡等[8]在高水材料充填沿空留巷理论研究和工程应用基础上，系统分析了留巷巷道受载变形特征，揭示了巷道的力源及围岩控制关键区域；王东攀等[9]、陈金宇[10]针对高瓦斯厚煤层综放开采条件，运用“支-卸”协同围岩控制理念将水力压裂卸压与高强混凝土墙体巷旁支护联合应用，改善了留巷应力环境，有效控制了围岩变形。现有研究成果根据不同开采地质条件、技术装备水平针对性的提出了沿空留巷围岩控制技术[11-13]，以高水材料、混凝土墙体为巷旁支护的沿空留巷技术应用较为广泛，墙体留巷具有工序简单、强度可靠、密闭性强等优点[14-16]，但相应的充填材料用量较大，矿井辅助运输压力较高等问题制约了沿空留巷技术的应用泛度，如何在保障巷旁支护强度、有效控制围岩变形的前提下减少充填材料用量成为沿空留巷技术推广的重要难题。本文以某浅埋矿井50108 工作面为背景，结合理论分析、实验室试验及现场工业性试验，确定沿空留巷“支-卸”协同围岩控制技术，研究成果可为类似地质及开采条件矿井提供技术支持与借鉴。

1 工程概况

该矿为浅埋深、低瓦斯矿井，目前所采煤层为5-2煤层，按传统“U+L”型巷道布置方式，工作面间留设15 m 区段煤柱，造成资源浪费，并且遗留煤柱产生的采空区自燃问题以及下部煤层产生的应力集中问题对矿井高效安全开采造成威胁。

50108 工作面倾向长度245 m，走向长度4 462 m，主采5-2煤层，煤层埋深180 m，平均厚度3.1 m，50108 工作面运输顺槽沿底掘进，巷道宽5.5 m，高3.1 m，巷道上方依次为平均厚度13.5 m、抗压强度32.74 MPa 的粉砂岩直接顶，以及平均厚度4.5 m、抗压强度33.20 MPa 的砂质泥岩基本顶。留巷后宽度4.7 m，用作50107 工作面回风平巷，留巷工作面采用两进一回Y 型通风方式（图1）。

为提高矿井资源回收率、缓解采掘接替局面，实现快速、低成本留巷，在50108 工作面开展泵充混凝土支柱沿空留巷工业性试验。试验分两阶段：①初次留巷阶段，在50108 工作面回采过程中，将工作面运输平巷试验段（共450 m）沿采空区保留下来；②巷道复用阶段，在相邻的50107 工作面回采过程中，回收试验段巷间煤柱，通过矿压监测对留巷效果进行评估与验证。

2 沿空巷道“支-卸”协同围岩控制对策

根据“关键层”理论，自切眼开始，随着50108 工作面向前推采，覆岩下方采出空间逐渐增大，顶板悬露面积随之线性增加，在达到极限跨度后，基本顶发生“O-X”初次破断。随着工作面继续推进，支架后方覆岩悬露长度不断达到临界值，周期性的发生破断；而在工作面两侧回采巷道上方，基本顶一端在采空区边缘弹塑性交界处发生破断继而形成弧形三角块B，另一端以一定角度向50108 工作面采空区回转并与相邻岩块形成铰接结构[17-18]，如图2 所示。

图2 50108 工作面沿空巷道覆岩结构平面图Fig.2 Plan of overlying rock structure of gob-side entry retaining in 50108 working face

弧形三角块在巷道围岩上方形成悬顶结构，对于50108 运输平巷围岩受载变形具有极强的控制作用，其破断、回转、滑移、变形等运移过程是造成巷道围岩变形破坏和巷旁支护体失稳破坏的主要原因。

对厚硬顶板的控制是沿空巷道围岩稳定的关键，基于50108 工作面开采地质实际，确定高强度巷内支护、强力巷旁支护可有效控制顶板离层、变形速率，以及超前水力卸压弱化采空区悬臂梁覆岩偏载传递效能，改善巷道围岩应力环境的“支-卸”协同围岩控制对策。

3 沿空留巷“支-卸”协同围岩控制技术

3.1 巷内支护优化设计

50108 工作面运输平巷锚杆初始顶板支护采用Φ18 mm×2 000 mm 螺纹钢锚杆配钢筋梯梁支护，锚杆间排距1 100×1 200 mm，每排5 根，树脂加长锚固，钢筋梯梁由Φ12 mm 钢筋焊接而成，宽80 mm，长4.5 m；回采帮采用Φ20 mm×1 600 mm 玻璃钢锚杆支护，煤柱帮采用Φ18 mm×1 600 mm 螺纹钢锚杆，两帮支护体对称布置，间排距750×1 200 mm，每排3 根。

根据巷道回采变形数据及沿空巷道围岩变形特征[1-2]，重点对煤柱帮上部及采空侧顶板进行补强（图3），确定巷内支护优化方案为：①顶板锚索钢带补强，采用Φ17.8 mm×6 300 mm 钢绞线锚索，每排2 根，排距 1 200 mm，分别距回采帮200 mm、2 200 mm，钢带规格为WX280/3，顺巷道轴向与锚索搭配布置；②煤柱帮锚杆补强，规格为Φ18 mm×2 000 mm 螺纹钢锚杆，每排2 根，排距1 200 mm，分别距巷道顶板300 mm、1 000 mm，布置在原帮部支护体两排之间；回采帮无需补强支护。

图3 50108 运输平巷补强支护示意图Fig.3 Schematic diagram of reinforcement and support for 50108 transportation roadway

3.2 超前水力压裂卸压

在沿空留巷巷道内，沿走向方向的给定位置超前采取水力压裂卸压措施，将坚硬顶板拉裂成缝，一方面可以降低巷旁支护体的集中应力，减小支护体载荷，另一方面对留巷巷道的底臌和两帮移近也有一定的缓和作用。同时，对于留巷工作面，顶板沿走向卸压后，会引导老顶沿压裂缝断裂，有利于形成“短悬臂梁”结构，减小巷旁支护体上覆岩层载荷，同时有利于垮落矸石尽快充满采空区，提高柱间密封效果。

50108 工作面运输平巷超前卸压钻孔布置如图4 所示。在50108 运输平巷靠工作面侧帮角施工Φ56 mm 钻孔，间隔10 m，对工作面上方坚硬岩层压裂与弱化，钻孔与水平线夹角45°，长40 m，其中，封孔长度12 m，压裂长度28 m，压裂间隔为3 m。

图4 50108 工作面切顶卸压钻孔布置图Fig.4 Layout diagram of top cutting and pressure relief drilling holes for 50108 working face

3.3 泵充混凝土支柱选型设计

相较于墙体留巷，支柱留巷在同等支护强度下充填材料用量可减少50%以上，大大节省了材料成本，缓解了辅助运输压力，为开发适用于沿空巷道的高强支柱，进行不同结构、不同直径支柱原型试验，以确定可保障围岩稳定的合理支柱选型。

3.3.1 不同结构支柱原型试验

目前常用的支柱充填材料包括高水材料和混凝土两种，相较于混凝土，高水材料具有速凝、早强、接顶效果好等优点，然而，成本较高、强度略低、易劣化等特性也制约了高水材料在泵充支柱中的应用。为明确两种材料填充的强力支柱力学特性方面的差异，通过1∶1 原型试验试制了高水材料支柱和混凝土支柱，支柱外约束选取了金属网、聚酯纤维网和波纹管三种，分别在支架性能试验台进行了抗压测试，试验结果见表1。

表1 不同结构支柱承载能力对比表Table 1 Comparison table of bearing capacity of different structural pillars

对比不同内外结构支柱受载-变形曲线可知：①相同外约束条件下，混凝土支柱承载能力高于高水材料支柱，而变形小于高水材料支柱；②外约束对支柱整体强度有明显提升，三种外约束对于支柱整体强度的提升由高到低分别为波纹管、聚酯纤维网、金属网。

3.3.2 不同直径支柱对比试验

为探究支柱直径对其承载能力的影响，以直径800 mm、外约束为波纹管的混凝土支柱为基准，进行直径1 000 mm 和1 200 mm，外约束为波纹管的混凝土支柱承载性能试验。7#支柱、9#支柱实验结果如图5 所示，不同直径支柱承载能力对比见表2。

表2 不同直径支柱承载能力对比表Table 2 Comparison table of bearing capacity of pillars with different diameters

图5 不同直径原型支柱受载-变形曲线Fig.5 Load deformation curves of prototype pillars with different diameters

结合前文实验数据，对比直径800 mm、1 000 mm和1 200 mm 混凝土支柱的受载变形情况可知：①支柱直径超过1 000 mm 以后，承载能力可以提高到15 000 kN 以上，由于此时支柱受载加上自重已接近实验室压力机的极限测试能力，故4 根支柱均未测试出极限承载能力，实验过后支柱仅轻微破坏，无明显变形破坏现象；②支柱直径越大，刚度越大，同样受载条件下下缩量越小。

3.3.3 泵充混凝土支柱选型计算

根据50108 运输平巷工程地质实际，充分考虑实体煤帮、巷旁支护体以及采空区矸石承载能力及沿空巷道覆岩结构特征情况下，保障留巷围岩稳定所需的巷旁支护阻力可由式（1）计算[19-20]。

式中：[F3]为巷旁支护体承载能力要求，kN；L0为顶板岩梁长度，取工作面平均周期来压步距，19.5 m；L1为顶板岩梁断裂线距煤壁距离，取6.0 m；L2为留巷宽度，取4.7 m；L4为采空区矸石压缩长度，取24 m；MZ、ME为直接顶厚度、基本顶厚度，分别取13.5 m、4.5 m；γZ、γE为直接顶容重和基本顶容重，取2.5×104N/m2；F1为实体煤对顶板的支撑力，计算见式（2）；F4为采空区矸石对顶板的支撑力，计算见式（3）。

式中：q1、q2分别为实体煤帮内断裂线处以及煤壁处的载荷强度，根据现场测试结果分别取295 kN/m、390 kN/m；q4为最大压缩点采空区矸石载荷强度，根据采空区矸石室内压缩试验结果取340 kN/m；

将相应各参数取值相继代入式（1）～式（3）计算可得，巷旁支护体延米支护阻力应不低于6 251.25 kN。考虑到岩层状态起伏、覆岩稳定过程中的动载冲击以及支柱间距（取0.5 m）等影响，安全系数取1.3，故合理支柱支护能力应达到8 477.63 kN。结合不同结构、不同直径支柱原型试验结果，综合考虑试验巷道各地段尺寸变化，最终确定巷旁支护选用Φ800 mm×3 200 mm、外约束为波纹管的混凝土支柱。

4 矿压监测与沿空留巷“支-卸”协同围岩控制效果分析

为评估沿空留巷效果，在50108 工作面运输平巷设置围岩位移监测站，对巷道留巷、复用期间围岩变形情况进行监测。留巷过程中巷道两帮无明显变形，巷道顶板自工作面推过测站后出现瞬时下沉，变形量为4 mm，滞后工作面20～50 m 范围内变形量增速最大，由4 mm 增至15 mm，滞后工作面50～160 m范围内顶板持续下沉，顶板下沉量达到35 mm，随着工作面继续推进，顶板趋于稳定，采动影响不明显，巷道最大下沉量为38 mm。

复用期间，巷道各区域围岩变形曲线如图6 所示。由图6 可知，回采帮无明显变形，支柱受覆岩顶板向采空区侧向回转变形影响，出现了向侧向采空区倾斜现象，在距工作面30 m 范围内较为明显。巷道顶板在距工作面120 m 处出现轻微变形，随后保持平稳，距工作面50 m 左右顶板出现持续下沉，下沉量为60 mm 左右，至工作面推过测站，顶板支护由超前支架更替为单体支柱后，由于超前架反复支撑破坏顶板支护体，端头处顶板出现下沉现象，在支架侧方与采空区交界点下沉量达到最大。

图6 50108 工作面沿空巷道复用期间围岩变形曲线Fig.6 Deformation curves of strata during the reuse of gob-side entry retaining in the 50108 working face

综上，留巷期间，在水力压裂超前卸压，巷内支护、巷旁支护协同控制下，巷道围岩稳定，顶板最大下沉量为38 mm；巷道复用期间，在巷旁强力支柱及六组超前架协同支护作用下，沿空巷道整体稳定，除单体支柱支护的端头区域外，未出现明显变形，同时，工作面在巷道复用过程中成功回收试验段巷间15 m煤柱，实现了煤柱资源高效回收（图7）。

图7 50108 工作面沿空巷道超前段围岩控制效果图Fig.7 Effect diagram of strata contral in the front section of the gob-side entry retaining of the 50108 working face

5 结论

1）基于厚硬顶板沿空留巷覆岩结构分析，确定高强度巷内支护、强力巷旁支护有效控制顶板离层、变形速率，以及超前水力卸压弱化采空区悬臂梁覆岩偏载传递效能、改善巷道围岩应力环境的“支-卸”协同围岩控制对策。

2）结合实验室原型试验和理论分析，对不同结构、不同尺寸的支柱承载能力以及巷旁支护极限强度进行研究，确定了合理支柱支护能力应达到8 477.63 kN，以保障沿空巷道顶板稳定为目的，适用于50108 工作面的合理巷旁支护选型为直径800 mm、外约束波纹管的混凝土支柱。

3）围岩变形与留巷效果监测表明，在水力压裂超前卸压，巷内支护、巷旁支护协同控制下，留巷期间巷道整体稳定，复用期间巷道除端头区域外，无明显变形现象，沿空巷道满足工作面正常生产需求，实现了资源高效回收，试验效果良好。