郭念波 陳本華 桂 兵 張 洋

（兗州煤業(yè)股份有限公司濟寧三號煤礦，山東省濟寧市，272169）

沖擊傾向性煤層沿空掘巷圍巖控制機理研究

郭念波 陳本華 桂 兵 張 洋

（兗州煤業(yè)股份有限公司濟寧三號煤礦，山東省濟寧市，272169）

針對沖擊傾向性煤巖層條件下沿空掘巷的圍巖控制問題，從應力控制和支護系統(tǒng)設計方面入手，提出了沿空掘巷圍巖減沖控制原理。分析了沖擊傾向條件下沿空掘巷的破壞特征和影響因素，通過合理選取煤柱寬度降低圍巖應力、人為制造軟弱夾層釋放圍巖應力吸收沖擊能、采用高性能錨桿支護技術體系強化圍巖支護小結構強度等綜合措施，可實現(xiàn)對沖擊煤層沿空巷道的有效控制。

沖擊礦壓 沿空掘巷 圍巖強度弱化 圍巖控制

沖擊礦壓防治與沿空掘巷技術是煤礦開采領域兩個非常重要的研究課題。隨著煤炭進入深部開采，受高地應力影響，巷道沖擊傾向性明顯上升，且巷道變形量大，維護十分困難?，F(xiàn)場開采實踐表明，沿空掘巷條件下，掘進頭、實體煤幫側以及工作面超前影響范圍（尤其是超前15～30m）是沖擊礦壓發(fā)生的主要區(qū)域。因此，開展高地壓、沖擊傾向性煤巖層條件下沿空掘巷的圍巖控制機理研究成為當前深井煤巷支護的重點研究方向之一。

結合濟寧三號煤礦163下05運輸巷沿空掘巷（埋深約－645m）的設計與支護實踐，開展了沖擊傾向性煤層條件下沿空掘巷圍巖控制機理研究?，F(xiàn)場實踐表明，通過合理選取煤柱寬度降低圍巖應力、人為制造軟弱夾層釋放圍巖應力吸收沖擊能、采用高性能錨桿支護技術體系強化圍巖支護小結構強度三方面綜合手段，可實現(xiàn)對沖擊煤層沿空巷道的有效控制，巷道掘進及工作面回采期間無沖擊事故發(fā)生，巷道變形滿足安全生產的要求。

1 工程背景

濟寧三號煤礦年生產能力達到500萬t／a。井底開采水平－518m。該礦3下煤層結構較簡單，層狀構造，煤層厚3.20～5.80m，平均厚4.8m，硬度系數1～2，為穩(wěn)定的厚煤層，煤（巖）層傾角0～－8°，3下煤層上距3上煤層為31.6m。

163下05運輸巷沿3下煤層及底板掘進，巷道斷面為矩形，凈寬4.2m、凈高3.0m。采用錨網支護，錨桿間排距為800mm×900mm。頂、幫部錨桿均為螺紋鋼樹脂錨桿。巷道平均埋深645m。臨近的163下04工作面已回采結束6個月，故對163下05運輸巷掘進影響不大，工作面上方煤層未開采。該區(qū)域煤巖層沖擊傾向性鑒定結果顯示3下煤層具有強沖擊傾向性，煤層頂板具有弱沖擊傾向性。3下煤層頂底板巖性特征見表1。

表1 3下煤層頂底板巖性特征表

2 巷道破壞特征及影響因素

2.1 破壞特征

（1）沿空掘巷及回采期間，巷道累計變形量大，變形速度快，持續(xù)時間長，蠕變特性明顯。掘巷前，受采場側向支承壓力影響，其所處煤體已發(fā)生較大變形；掘巷時，由于巷道埋深大，基礎應力水平高，加之側向支撐壓力和掘巷的超前支承壓力疊加影響，巷道圍壓應力集中，產生持續(xù)、較大的變形；掘巷后，煤體側支承壓力向深部轉移，應力重新分布并趨于穩(wěn)定，具有蠕變特性。

（2）誘沖因素多，巷道發(fā)生沖擊的傾向性加大。受高地應力、側向支承壓力、超前支承壓力等因素影響，巷道掘進面、實體煤幫側以及工作面前方煤巖體是發(fā)生沖擊礦壓的高危區(qū)域，給巷道維護及安全生產帶來很大困難。

（3）巷道斷面內呈非均勻破壞。受深井高地壓及高水平應力影響，巷道易先發(fā)生破壞；受水平壓應力影響，巷道底臌嚴重。

2.2 影響因素

（1）內部因素。包括煤厚、采深、地質構造、頂底板巖性等。埋深的增加會導致沖擊礦壓發(fā)生的頻率和強度，地質構造會形成附加應力場，導致煤巖體應力集中加劇。

（2）外部因素。主要是開采的影響，包括超前支承壓力、側向支承壓力、窄煤柱的寬度、巷道支護形式及參數。合理的窄煤柱寬度可最大限度的降低圍巖的應力水平，削弱圍巖的壓力集中程度。

3 減沖控制原理

減沖控制原理包括三方面內容，一是降低巷道圍巖的整體應力水平，減輕煤層及其頂底板的沖擊傾向；二是釋放或轉移深部圍巖的集中應力，削弱沖擊源；三是主動增強圍巖支護小結構的強度，增強抵抗沖擊的能力。

4 圍巖控制技術方案與效果分析

4.1 圍巖控制技術方案

針對濟三煤礦163下05運輸巷的生產地質條件和現(xiàn)場支護實踐，確立了圍巖控制技術方案。

對于留窄煤柱沿采空區(qū)掘進的巷道而言（窄煤柱一側即為沿空掘巷側），由于巷道鄰近采空區(qū)，頂板在巷道開挖前就已經出現(xiàn)離層甚至斷裂。沿空掘巷期間礦壓顯現(xiàn)更加劇烈，因此窄煤柱的留設寬度是沿空掘巷礦壓顯現(xiàn)的主要因素。

4.1.1 模擬確定窄煤柱寬度

采用三維有限差分程序對沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性進行模擬，分別模擬煤柱寬度為3m、4m和6m時，3個方案的巷道圍巖塑性破壞、應力分布及表面變形，從模擬結果可知，6m寬煤柱對應巷道圍巖破壞較嚴重；4m、6m寬煤柱對應巷道圍巖距離側向支撐壓力峰值區(qū)比3m寬煤柱對應情況要近，且應力峰值要大；3種方案對應實體煤幫側水平位移均大于沿空掘巷側。4m、6m寬煤柱對應兩幫水平位移要大于3m寬煤柱。結合工程類比和傳統(tǒng)支護理論最終確定窄煤柱寬度為3m。

4.1.2 鉆孔增加孔隙度技術

163下05運輸巷采用鉆孔卸壓，通過鉆孔增加圍巖孔隙度，破裂、軟化煤體，釋放煤巖體中的彈性能，使應力峰值向圍巖深部轉移。鉆孔直徑約100mm，鉆孔后，周圍煤體受力狀態(tài)發(fā)生改變，約束條件減弱，煤體卸載，支承壓力峰值向煤體深部轉移；當支承壓力超過煤層孔壁穩(wěn)定范圍時，鉆孔破壞；支承壓力愈高，鉆孔破壞范圍愈大；因此，煤層集中應力愈高，利用鉆孔卸壓愈有效。

4.1.3 強化巷道圍巖強度技術

強化巷道圍巖強度技術包括高性能的錨桿支護技術體系、小孔徑預應力短錨索補強支護。具體支護參數如下：

頂板、兩幫均采用全螺紋高性能桿體、高強度托板組成的成套錨桿進行支護，錨桿規(guī)格?22mm×2200mm左旋無縱筋高強度螺紋鋼錨桿，采用K2340及CK2340型錨固劑，每根錨桿使用3塊樹脂藥卷。同時配套采用菱形金屬網和M型鋼帶，護表鋼帶厚度大于5mm；另外，采用?15.24mm×6200mm的低松弛預應力左旋鋼鉸線錨索加強支護，外露長度300mm，錨索錨固力不小于180kN，間排距為1800mm。巷道支護方案見圖1。高性能錨桿支護技術體系可強化圍巖小結構的整體強度，改善圍巖應力狀態(tài)，抵抗部分沖擊能，柔性支護護表可實現(xiàn)對沖擊的緩沖和吸收作用。

圖1 163下05工作面運輸巷全斷面支護方案

4.2 控制效果分析

163下05運輸巷掘進及回采期間巷道圍巖表面變形如圖2所示?？梢娤锏谰蚝蟀雮€月內圍巖變形較劇烈，之后變形趨于平緩，變形速度降低，但仍持續(xù)增加?；夭善陂g，隨工作面推進，兩幫變形劇烈，在距工作面60m，由于單體柱超前支護作用，兩幫變形較??；推進至工作面40m后，兩幫移近速度又增大，距工作面約23m時測點被破壞。整體而言，巷道變形量得到了有效控制，滿足工作面安全生產的要求。

圖2 163下05工作面運輸巷掘進及回采期間圍巖表面位移

采用KSE－Ⅱ－1型鉆孔應力計對實體煤幫側圍巖內部支承壓力進行測量，支承壓力分布隨工作面距離變化的曲線如圖3所示。在幫部5m深度附近支承壓力達到峰值，8.5m深度左右存在裂隙，達到最小值，8.5～14m深度支承壓力緩慢增加直至平緩；在距離工作面75m范圍內，整體而言，受采動及支承壓力的影響，實體煤幫側煤體應力雖有增加，但沖擊危險性大大降低，163下05工作面運輸巷掘進及回采期間無沖擊礦壓發(fā)生，巷道圍巖減沖控制效果很好。

5 結論

（1）濟寧三號煤礦163下05工作面運輸巷為沖擊傾向性煤層沿空掘巷，圍巖先期變形量大、變形速度快、持續(xù)時間長，后期變形蠕變特征明顯；受高地應力、側向及超前支承壓力等因素的誘沖作用，巷道發(fā)生沖擊的可能性大。

圖3 隨著距工作面距離的變化實體煤幫內部不同部位支承壓力分布

（2）提出了深井沿空掘巷圍巖的減沖控制原理：降低巷道圍巖的整體應力水平，減輕煤層及其頂底板的沖擊傾向；釋放或轉移深部圍巖的集中應力，削弱沖擊源；主動增強圍巖支護小結構的強度，抵抗沖擊。

（3）根據減沖控制原理，結合現(xiàn)場實際，確立了圍巖控制技術：留設3m窄煤柱降低圍巖整體應力；鉆孔增加煤體孔隙度，釋放圍巖應力、吸收沖擊能；以高性能錨桿支護技術體系為主的強化巷道圍巖強度技術?，F(xiàn)場實踐證實，巷道掘進及回采期間均未發(fā)生沖擊礦壓，圍巖變形均在允許范圍內。

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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，山東巨野縣人，畢業(yè)于中國礦業(yè)大學礦井建設專業(yè)，本科學歷，現(xiàn)任兗礦集團濟三煤礦副礦長，高級工程師。

（責任編輯 張毅玲）