冲击倾向性煤层沿空掘巷围岩控制机理研究

郭念波 陈本华 桂 兵 张 洋

（兖州煤业股份有限公司济宁三号煤矿，山东省济宁市，272169）

冲击倾向性煤层沿空掘巷围岩控制机理研究

郭念波 陈本华 桂 兵 张 洋

（兖州煤业股份有限公司济宁三号煤矿，山东省济宁市，272169）

针对冲击倾向性煤岩层条件下沿空掘巷的围岩控制问题，从应力控制和支护系统设计方面入手，提出了沿空掘巷围岩减冲控制原理。分析了冲击倾向条件下沿空掘巷的破坏特征和影响因素，通过合理选取煤柱宽度降低围岩应力、人为制造软弱夹层释放围岩应力吸收冲击能、采用高性能锚杆支护技术体系强化围岩支护小结构强度等综合措施，可实现对冲击煤层沿空巷道的有效控制。

冲击矿压 沿空掘巷 围岩强度弱化 围岩控制

冲击矿压防治与沿空掘巷技术是煤矿开采领域两个非常重要的研究课题。随着煤炭进入深部开采，受高地应力影响，巷道冲击倾向性明显上升，且巷道变形量大，维护十分困难。现场开采实践表明，沿空掘巷条件下，掘进头、实体煤帮侧以及工作面超前影响范围（尤其是超前15～30m）是冲击矿压发生的主要区域。因此，开展高地压、冲击倾向性煤岩层条件下沿空掘巷的围岩控制机理研究成为当前深井煤巷支护的重点研究方向之一。

结合济宁三号煤矿163下05运输巷沿空掘巷（埋深约－645m）的设计与支护实践，开展了冲击倾向性煤层条件下沿空掘巷围岩控制机理研究。现场实践表明，通过合理选取煤柱宽度降低围岩应力、人为制造软弱夹层释放围岩应力吸收冲击能、采用高性能锚杆支护技术体系强化围岩支护小结构强度三方面综合手段，可实现对冲击煤层沿空巷道的有效控制，巷道掘进及工作面回采期间无冲击事故发生，巷道变形满足安全生产的要求。

1 工程背景

济宁三号煤矿年生产能力达到500万t／a。井底开采水平－518m。该矿3下煤层结构较简单，层状构造，煤层厚3.20～5.80m，平均厚4.8m，硬度系数1～2，为稳定的厚煤层，煤（岩）层倾角0～－8°，3下煤层上距3上煤层为31.6m。

163下05运输巷沿3下煤层及底板掘进，巷道断面为矩形，净宽4.2m、净高3.0m。采用锚网支护，锚杆间排距为800mm×900mm。顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆。巷道平均埋深645m。临近的163下04工作面已回采结束6个月，故对163下05运输巷掘进影响不大，工作面上方煤层未开采。该区域煤岩层冲击倾向性鉴定结果显示3下煤层具有强冲击倾向性，煤层顶板具有弱冲击倾向性。3下煤层顶底板岩性特征见表1。

表1 3下煤层顶底板岩性特征表

2 巷道破坏特征及影响因素

2.1 破坏特征

（1）沿空掘巷及回采期间，巷道累计变形量大，变形速度快，持续时间长，蠕变特性明显。掘巷前，受采场侧向支承压力影响，其所处煤体已发生较大变形；掘巷时，由于巷道埋深大，基础应力水平高，加之侧向支撑压力和掘巷的超前支承压力叠加影响，巷道围压应力集中，产生持续、较大的变形；掘巷后，煤体侧支承压力向深部转移，应力重新分布并趋于稳定，具有蠕变特性。

（2）诱冲因素多，巷道发生冲击的倾向性加大。受高地应力、侧向支承压力、超前支承压力等因素影响，巷道掘进面、实体煤帮侧以及工作面前方煤岩体是发生冲击矿压的高危区域，给巷道维护及安全生产带来很大困难。

（3）巷道断面内呈非均匀破坏。受深井高地压及高水平应力影响，巷道易先发生破坏；受水平压应力影响，巷道底臌严重。

2.2 影响因素

（1）内部因素。包括煤厚、采深、地质构造、顶底板岩性等。埋深的增加会导致冲击矿压发生的频率和强度，地质构造会形成附加应力场，导致煤岩体应力集中加剧。

（2）外部因素。主要是开采的影响，包括超前支承压力、侧向支承压力、窄煤柱的宽度、巷道支护形式及参数。合理的窄煤柱宽度可最大限度的降低围岩的应力水平，削弱围岩的压力集中程度。

3 减冲控制原理

减冲控制原理包括三方面内容，一是降低巷道围岩的整体应力水平，减轻煤层及其顶底板的冲击倾向；二是释放或转移深部围岩的集中应力，削弱冲击源；三是主动增强围岩支护小结构的强度，增强抵抗冲击的能力。

4 围岩控制技术方案与效果分析

4.1 围岩控制技术方案

针对济三煤矿163下05运输巷的生产地质条件和现场支护实践，确立了围岩控制技术方案。

对于留窄煤柱沿采空区掘进的巷道而言（窄煤柱一侧即为沿空掘巷侧），由于巷道邻近采空区，顶板在巷道开挖前就已经出现离层甚至断裂。沿空掘巷期间矿压显现更加剧烈，因此窄煤柱的留设宽度是沿空掘巷矿压显现的主要因素。

4.1.1 模拟确定窄煤柱宽度

采用三维有限差分程序对沿空掘巷围岩的稳定性进行模拟，分别模拟煤柱宽度为3m、4m和6m时，3个方案的巷道围岩塑性破坏、应力分布及表面变形，从模拟结果可知，6m宽煤柱对应巷道围岩破坏较严重；4m、6m宽煤柱对应巷道围岩距离侧向支撑压力峰值区比3m宽煤柱对应情况要近，且应力峰值要大；3种方案对应实体煤帮侧水平位移均大于沿空掘巷侧。4m、6m宽煤柱对应两帮水平位移要大于3m宽煤柱。结合工程类比和传统支护理论最终确定窄煤柱宽度为3m。

4.1.2 钻孔增加孔隙度技术

163下05运输巷采用钻孔卸压，通过钻孔增加围岩孔隙度，破裂、软化煤体，释放煤岩体中的弹性能，使应力峰值向围岩深部转移。钻孔直径约100mm，钻孔后，周围煤体受力状态发生改变，约束条件减弱，煤体卸载，支承压力峰值向煤体深部转移；当支承压力超过煤层孔壁稳定范围时，钻孔破坏；支承压力愈高，钻孔破坏范围愈大；因此，煤层集中应力愈高，利用钻孔卸压愈有效。

4.1.3 强化巷道围岩强度技术

强化巷道围岩强度技术包括高性能的锚杆支护技术体系、小孔径预应力短锚索补强支护。具体支护参数如下：

顶板、两帮均采用全螺纹高性能杆体、高强度托板组成的成套锚杆进行支护，锚杆规格ø22mm×2200mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用K2340及CK2340型锚固剂，每根锚杆使用3块树脂药卷。同时配套采用菱形金属网和M型钢带，护表钢带厚度大于5mm；另外，采用ø15.24mm×6200mm的低松弛预应力左旋钢铰线锚索加强支护，外露长度300mm，锚索锚固力不小于180kN，间排距为1800mm。巷道支护方案见图1。高性能锚杆支护技术体系可强化围岩小结构的整体强度，改善围岩应力状态，抵抗部分冲击能，柔性支护护表可实现对冲击的缓冲和吸收作用。

图1 163下05工作面运输巷全断面支护方案

4.2 控制效果分析

163下05运输巷掘进及回采期间巷道围岩表面变形如图2所示。可见巷道掘后半个月内围岩变形较剧烈，之后变形趋于平缓，变形速度降低，但仍持续增加。回采期间，随工作面推进，两帮变形剧烈，在距工作面60m，由于单体柱超前支护作用，两帮变形较小；推进至工作面40m后，两帮移近速度又增大，距工作面约23m时测点被破坏。整体而言，巷道变形量得到了有效控制，满足工作面安全生产的要求。

图2 163下05工作面运输巷掘进及回采期间围岩表面位移

采用KSE－Ⅱ－1型钻孔应力计对实体煤帮侧围岩内部支承压力进行测量，支承压力分布随工作面距离变化的曲线如图3所示。在帮部5m深度附近支承压力达到峰值，8.5m深度左右存在裂隙，达到最小值，8.5～14m深度支承压力缓慢增加直至平缓；在距离工作面75m范围内，整体而言，受采动及支承压力的影响，实体煤帮侧煤体应力虽有增加，但冲击危险性大大降低，163下05工作面运输巷掘进及回采期间无冲击矿压发生，巷道围岩减冲控制效果很好。

5 结论

（1）济宁三号煤矿163下05工作面运输巷为冲击倾向性煤层沿空掘巷，围岩先期变形量大、变形速度快、持续时间长，后期变形蠕变特征明显；受高地应力、侧向及超前支承压力等因素的诱冲作用，巷道发生冲击的可能性大。

图3 随着距工作面距离的变化实体煤帮内部不同部位支承压力分布

（2）提出了深井沿空掘巷围岩的减冲控制原理：降低巷道围岩的整体应力水平，减轻煤层及其顶底板的冲击倾向；释放或转移深部围岩的集中应力，削弱冲击源；主动增强围岩支护小结构的强度，抵抗冲击。

（3）根据减冲控制原理，结合现场实际，确立了围岩控制技术：留设3m窄煤柱降低围岩整体应力；钻孔增加煤体孔隙度，释放围岩应力、吸收冲击能；以高性能锚杆支护技术体系为主的强化巷道围岩强度技术。现场实践证实，巷道掘进及回采期间均未发生冲击矿压，围岩变形均在允许范围内。

［1］ 朱敬，曲延伦.鲍店煤矿103下03工作面沿空掘巷支护技术研究与应用［J］.中国煤炭，2011（12）

［2］ 钟林.煤柱宽度对沿空巷道围岩影响分析［J］.中国煤炭，2012（2）

［3］ 窦林名，何学秋.冲击矿压防治理论与技术［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2001

［4］ 潘一山，李忠华，章梦涛.我国冲击地压分布、类型、机理及防治研究［J］.岩石力学与工程学报，2003（11）

［5］ 侯朝炯，李学华.综放沿空掘巷围岩大小结构的稳定性原理［J］.煤炭学报，2001（1）

［6］ 李学华.综放沿空掘巷围岩稳定控制原理与技术［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2008

［7］ 勾攀峰.巷道锚杆支护提高围岩强度和稳定性的研究［D］.徐州：中国矿业大学，1998

［8］ 樊克恭，蒋金泉.弱结构巷道围岩变形破坏与非均称控制机理［J］.中国矿业大学学报，2007

［9］ 王益品.沿空掘巷在深井冲击倾向性条件下的应用研究［D］.徐州：中国矿业大学，2010

On control mechanism of surrounding rock of roadway driving along goaf in coal seam with outburst－proneness

Guo Nianbo，Chen Benhua，Gui Bing，Zhang Yang
（Jining No.3Mine，Yanzhou Coal Mining Co.，Ltd.，Jining，Shandong 272169，China）

Aiming at the surrounding rock control problem of roadway driving along goaf in coal seam with outburst－proneness，based on the stress controlling and support system designing，the rockburst weakening mechanism is proposed.According to the analysis of the failure characteristics and influencing factors of the roadway driving along goaf in the seam with outburstproneness，the comprehensive measures are adopted including designing reasonably pillar＇s width to reduce surrounding rock stress，creating soft interlayer to release wall rock stress and absorb impact energy，and using high－performance bolting support technology system to enhance the strength of surrounding rock support structure，which can realize the effective control on the roadway driving along goaf in coal seam with outburst－proneness.

rock burst，roadway driving along goaf，surrounding rock intensity weakening，surrounding rock control

TD353

A

郭念波（1967－），男，山东巨野县人，毕业于中国矿业大学矿井建设专业，本科学历，现任兖矿集团济三煤矿副矿长，高级工程师。

（责任编辑 张毅玲）