深井厚煤层坚硬顶板强动压巷道围岩控制技术研究与应用

范明建，林 健,赵忠证，张 镇，孟宪志

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013；3.中煤西北能源有限公司，内蒙古 鄂尔多斯 017000)

呼吉尔特矿区位于内蒙古鄂尔多斯市东胜煤田的西南部，母杜柴登煤矿是该区域新建的特大型矿井，设计生产能力10.0 Mt/a，服务年限58 a。矿井主采3-1煤层、4-1煤层，首采3-1煤层开采深度超过600 m，属于东胜煤田深部开采矿井。受煤炭行业形势与区域资源开发政策的影响，矿井建设完成后未能按时投产，造成工作面回采巷道服务年限超长，如需要服务两个工作面的30201辅运巷(兼作30202工作面回风巷)服务年限将达8 a之久，远远超过设计服务年限。多数“锚网索”支护的回采巷道出现支护材料严重锈蚀，巷道支护强度大幅降低，为回采工作面巷道维护与矿井安全高效生产带来困难。本文针对母杜柴登煤矿30201工作面厚煤层开采坚硬顶板煤岩体赋存环境，根据回采巷道初始支护参数与回采动压作用下的巷道变形破坏状况，提出了巷道“外部坚硬岩层切顶卸压+内部围岩强化支护”的综合围岩控制技术，实现了对强采动应力作用下回采工作面尾巷围岩的有效控制，满足了回采巷道服务两个工作面的需要。

1 工程概况

母杜柴登煤矿30201工作面开采3-1煤层，煤层厚度为4.9～5.6 m，平均为5.35 m，开采深度为630～645 m，属东胜煤田深部矿井厚煤层开采。工作面走向长度为3 417 m，倾向宽度为241 m，顺槽“四巷”布置(图1)，其中，30201辅运巷服务两个工作面，30201工作面回采后兼作邻近30202工作面的回风巷。30201工作面主运巷与辅运巷间净煤柱宽度19.5 m，双巷掘进，每隔90～100 m设置一组联巷用于材料运输和行人。

矿井首采区综合柱状图(图2)显示，3-1煤层结构简单，一般不含夹矸；煤层顶底板岩层多以泥质胶结的粉砂岩、中细粒砂岩为主，岩体结构完整致密，钻孔取芯率大于85%，最高达到96%。

图1 工作面巷道平面布置图Fig.1 Layout of working face roadway

图2 首采区3-1煤层顶底板岩层柱状图Fig.2 Strata histogram of No.3-1 coal seam in 1st mining area

2 首采区围岩应力环境与参数原位测定

2.1 原岩应力场测试

采用小孔径单孔多参数水压致裂地质力学测试系统，对矿井首采区3-1煤层巷道围岩应力环境进行测量。结果显示，矿井3-1煤层巷道围岩最大水平主应力为13.92 MPa，最小水平主应力为7.73 MPa，垂直主应力为15.71 MPa，属中等偏高应力区域。矿井应力场类型为σV型，垂直应力在区域内占主要优势，最大水平主应力方向为N57.3°E。研究表明，原岩应力场中水平主应力对巷道顶底板影响明显，垂直应力对巷道两帮影响明显[1-2]。

2.2 钻孔强度测试

采用钻孔触探法对围岩强度进行测定，顶板钻孔中3-1煤层平均抗压强度为27.99 MPa，粉砂岩平均强度为61.34 MPa，中粒砂岩平均抗压强度达到83.30 MPa，顶板岩层强度较高。帮部煤体强度波动较大，抗压强度为6.2～32.3 MPa，平均为25.91 MPa，钻孔2.2 m以浅强度偏低且曲线波动大，与浅部煤体松动有关，深部煤体强度相对稳定。巷道围岩体强度测试曲线如图3所示[1-2]。

图3 巷道围岩强度原位测试曲线Fig.3 Strength curves for rock surroundings in roadway

2.3 围岩结构观测

钻孔围岩结构观测(图4)显示，3-1煤层顶板岩层整体结构完整，岩石致密，除钻孔13～13.5 m段、15～15.5 m段含有原生横向裂隙外，深部岩层没有明显离层和破碎带[1-2]。

图4 顶板钻孔0～16 m围岩结构Fig.4 Rock mass structure in roof hole with depth 0-16 m

3 巷道初始支护效果与回采动压影响状况

3.1 初始支护参数与支护效果

30201辅运巷设计断面为矩形，宽度为5.5 m，高度为4.1 m，采用“锚网索”联合支护。顶板及煤柱帮选用直径为22 mm、长度为2 400 mm、屈服强度为335 MPa的螺纹钢锚杆；工作面侧帮选用直径为20 mm、长度为2 000 mm的玻璃钢锚杆支护，锚杆间距为0.8 m，排距为1.0 m。顶板锚索直径为18.9 mm，长度为6.3 m，呈“2-1-2-1”三花布置。顶板采用“钢筋托梁+钢筋网”护顶，煤柱帮与工作面帮分别选用10#铁丝网和塑料网进行护帮。掘进期间，帮部煤体片落严重，片帮深度为300～500 mm，煤柱侧帮联巷交叉点附近煤体片落最为显著。玻璃钢锚杆支护侧帮出现托板破裂、螺母崩断现象，部分塑料网撕裂。巷道帮部煤体裂隙发育、空帮时间长、原支护系统中缺少必要的护表构件，是造成帮部煤体控制效果差的主要原因。

针对原支护存在的问题，结合现有煤巷锚杆支护理论与技术研究成果[3-6]，提出强动压影响回采巷道支护参数优化设计原则：①提高煤柱帮支护强度，增加承载能力强、护表面积大的组合构件，实现锚杆支护应力在围岩中的有效扩散；②调整掘进工艺，对围岩及时主动支护，减小空帮时间和空帮距离；③对于需要服务两个工作面的强动压回采巷道，采用螺纹钢锚杆代替抗剪强度低的玻璃钢锚杆；④减少双巷掘进联巷数量，增大联巷间距并对联巷交叉点加强支护；⑤充分考虑超长服务年限巷道因材料锈蚀而造成的支护强度降低问题，必要时对巷道表面采取喷浆封闭措施。

3.2 原支护巷道回采动压影响状况

回采期间，随着采空区域的不断扩大，采空区上方岩层垂直应力向采场周围实体煤转移，在采空区四周形成一定范围的支承压力区。工作面推进一定距离后，随着采空区上覆顶板岩层的弯曲下沉、断裂垮落和压实承载，采场表现为有规律的周期性来压。井下测得30201工作面初次来压步距为48.8 m，周期来压步距为26～30 m。在侧向支承压力的作用下，煤柱内部形成一定范围的应力增高区，加大了30201辅运巷的围岩控制难度(图5)。回采期间煤柱应力监测结果表明(图6)，随着工作面的推进，超前工作面60 m范围，煤柱应力出现明显增加；工作面推过后，滞后工作面5～15 m，煤柱内部应力达到峰值(应力增加值最大25 MPa)，随后煤柱应力出现急剧下降；井下测得30201辅运巷(尾巷)在工作面后方200 m范围内仍处于持续变形状态，主要表现为强烈底鼓和煤柱侧帮煤体破碎、垮落。

图5 回采工作面应力分布示意图Fig.5 Stress distribution around the longwall face

图6 煤柱应力监测曲线Fig.6 Monitoring curves for coal pillar stress during mining

4 强动压巷道卸压与加强支护效果评价

工作面回采造成的巷道围岩内部应力剧烈变化，是造成30201辅运巷围岩控制难度加大的根本原因。提高强动压巷道围岩控制效果的途径有：①采取有效的顶板切顶卸压技术，改变应力传递路径，将采动应力峰值转移到承载能力强的深部岩体；②优化煤柱宽度，将巷道布置在应力降低区范围内；③巷道支护强度与采动应力相匹配，重视支护系统的主动支护能力和抗动压扰动能力。

4.1 定向水力预裂卸压技术

现有卸压技术主要有切缝卸压(底板卸压槽)、钻孔卸压、爆破松动卸压和水力切顶卸压等方式。近年来，顶板定向水力预裂卸压技术得到推广应用，对因坚硬顶板悬顶面积大、采后垮落不及时而造成的强动压影响巷道起到了显著的卸压效果。定向水力预裂卸压技术，通过钻孔切缝和注高压水实现对煤层坚硬顶板的定向预裂，在超前工作面顶板岩层中形成一定数量的裂纹，使采空区顶板能够分层分次垮落，缩短来压步距，达到缓解回采动压影响剧烈程度的目的。矿井30201工作面顶板为结构完整致密的粉砂岩和中细粒砂岩，适合采用顶板定向水力预裂卸压技术。井下试验显示，顶板钻孔深部压裂段水压集中在30～40 MPa之间，浅部水压为20～30 MPa。单一钻孔不同压裂段压水过程中，邻近监测孔均经历了“不出水-间断滴水-满孔流水”的过程，表明通过顶板钻孔的多孔段水力压裂，实现了顶板岩层的裂隙张开与相邻钻孔的裂隙联通，弱化了顶板坚硬岩层的完整性。滞后工作面300 m范围内，30201辅运巷围岩变形量得到有效控制，底鼓量250～300 mm，除局部底板地坪开裂外，未出现明显破坏[7-8]。

4.2 巷道加强支护方案

如3.1部分所述，30201辅运巷初始支护强度偏低且缺少合理的支护构件，巷道服务年限超期(从巷道掘进至本工作面回采历时60个月)，各种金属支护材料出现严重锈蚀，工作面回采动压作用下出现锚杆崩断、锚索退锚、破断和部分钢筋网拉断的现象，巷道围岩在采动应力的作用下出现严重变形破坏。考虑到30201辅运巷还将服务邻近工作面，为保证服务期间巷道安全，对巷道采取“‘锚网索’补强支护与顶板淋水段注浆堵水”相结合的围岩加固措施。煤柱侧帮补打直径Φ21.8 mm、长度4.3 m、结构1×19股的煤矿专用锚索，每排2～3根，排距2 m，锚索锁定预紧力不低于250 kN；工作面侧帮(30202工作面)重新打设直径Φ22 mm，长度2.4 m、屈服强度不低于335 MPa的螺纹钢锚杆，锚杆预紧力不低于50 kN；选择长度450 mm、宽度280 mm、厚度4 mm的W钢护板作为护帮构件，实现锚杆对帮部围岩的主动支护。巷道顶板选用直径Φ21.8 mm、长度8.3 m的高强度注浆锚索进行加强支护，锚索树脂锚固并施加预紧力后，通过预置注浆管注入化学浆，实现了采动应力作用下破碎围岩的注浆加固和淋水区域的注浆堵水[9-11]。

图7 巷道支护关键参数Fig.7 Key parameters for roadway support

图8 回采期间巷道表面位移监测曲线Fig.8 Monitoring curves for roadway surface displacement during mining

4.3 围岩控制效果评价

通过采取“超前工作面顶板水力预裂切顶卸压技术与巷道内部围岩加强支护相结合”的综合技术措施，有效控制了强采动作用下30201辅运巷的变形破坏程度。回采矿压监测结果显示(图8)，随着工作面的推进，巷道两帮最先出现明显移近，随后出现底鼓和顶板下沉。巷道整体变形主要集中在超前工作面20 m～滞后工作面120 m之间，滞后工作面160 m以远区域围岩趋于稳定，较未采取“超前切顶卸压与加强支护”综合措施时的影响范围大幅减小。巷道底鼓滞后工作面160 m后趋于稳定，超前工作面60 m～滞后工作面300 m监测范围内累计底鼓量445 mm，是巷道高度的10.85%，底板变形表现为均匀移动，不需起底便可满足辅助运输需要。“超前切顶卸压与加强支护”综合措施有效降低了回采动压作用下的巷道围岩变形剧烈程度，大幅提高了围岩的安全稳定性，为30201辅运巷继续服务邻近工作面回采奠定了基础。

5 结 论

1) 母杜柴登煤矿开采深度大于600 m，首采3-1煤层平均厚度5.35 m，应力场类型为σV型，属于呼吉尔特矿区深部中高原岩应力场厚煤层开采。煤层顶板岩层围岩强度高、结构完整致密，造成回采巷道普遍具有“掘进围岩变形量小稳定速度快、回采顶板垮落不及时、采动应力影响剧烈且持续时间长、工作面尾巷维护难度大的特点。

2) 矿井回采巷道初始支护形式与参数选取应充分考虑服务期间的强采动应力影响，注重锚杆支护系统的主动支护能力和抗动压扰动能力，提高煤柱侧帮支护强度和动压承载能力，保证回采期间煤柱围岩的整体稳定。

3) 在对巷道围岩强力锚网索加强支护的基础上，通过采用水力切顶卸压技术对回采工作面坚硬顶板进行超前预裂，有效缓解了厚煤层开采工作面尾巷矿压显现剧烈程度，实现了深井高应力作用下厚煤层坚硬顶板留巷围岩的有效控制，在保证了矿井安全高效生产的同时降低了二次复用巷道的综合维护成本，技术经济效益显著。