近距离煤层在我国广泛赋存，开采该类煤层的矿井普遍面临多次采动效应带来的一系列巷道围岩控制难题。特别是近距离煤层同时开采条件下，多次采动影响的间隔时间短，高位覆岩结构活动剧烈，巷道顶板下沉量大；上部采空区遗留煤柱形成应力集中并向底板中传递，下部煤层开采巷道两帮在集中应力作用下持续收缩。上述问题导致近距离煤层多次采动影响巷道围岩变形量大、支护难度高，严重制约该类煤层的安全、高效回收。

为提高近距离煤层开采巷道围岩控制效果，国内学者针对多次采动影响下巷道支护难题开展大量研究。王志强等[1]对特厚煤层分层综采工作面的直接顶下区段煤柱失稳机理及控制技术展开研究，提出留设合理区段煤柱尺寸以及“及时主动+二次被动+三次关键部位锚索注浆加强支护”的围岩控制方案。何富连等[2]基于内外应力场与极限平衡理论确定基本顶板沿空巷道侧方断入煤体深度，进而建立周期破断高低位直角关键块体稳定性力学模型。张百胜等[3]提出采用应力改变率确定极近距离下部煤层回采巷道的合理位置方法。屠洪盛等[4]通过分析不同倾角、不同尺寸区段煤柱条件下的煤柱变形破坏特征、煤柱周围应力分布规律，提出加大区段煤柱尺寸或采空区后方煤柱上方注浆充填加固技术方案。伍永平等[5]建立区段间围岩失稳模型，研究区段煤柱的应力分布规律和失稳破坏准则，确定区段煤柱的合理尺寸。研究表明，巷道变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理[6,7,8,9]。分析工作面回采过程中巷道周边的采动应力分布及传播规律[10,11,12,13]。研究极近距煤层下位煤层巷道围岩的控制理念与技术[14]。

以隆德煤矿近距离煤层上下同采工作面为工程背景，研究多次采动影响下巷道围岩变形破坏过程，分析煤柱侧巷帮失稳的关键影响因素和关键时间节点，对多次扰动条件下的巷道围岩支护参数进行优化设计，为该矿后续工作面回采巷道围岩控制提供借鉴。

1、工程背景

隆德煤矿主采1-1和2-2煤层，1-1煤埋深约150 m, 煤层厚度1.4～2.5 m, 平均2.0 m, 煤层倾角小于1°,直接顶为砂质泥岩，厚度8.0 m, 基本顶为细砂岩，厚度9.0 m; 2-2煤埋深约200 m, 煤层厚度3.4～4.6 m, 平均4.0 m, 煤层倾角小于1°,直接顶为砂质泥岩，厚度6.0 m, 基本顶为细砂岩，厚度10.0 m。采用上下同采的方式回采1-1和2-2煤层，工作面平面布置如图1所示。当前正在回采的工作面为1-1煤的102工作面和2-2煤的209工作面，前者滞后后者50 m。209工作面一侧为207工作面采空区，另一侧为211准备工作面。209工作面上方为101工作面采空区，211准备工作面上方为正在回采的102工作面。

图1 工作面平面布置  

为满足矿井高产、高效的目标需求，2-2煤采用大采高开采工艺进行回收，工作面采用双巷掘进，一侧布置辅助运输和运输巷道，另一侧保留上区段工作面的辅助运输巷道作为回风巷道，辅助运输巷道与运输巷道之间留设宽度20 m的巷间煤柱。209工作面辅助运输巷道服务本工作面和211工作面的回采工作，服务时间长达4 a, 服务周期内首先受到上位101工作面回采扰动，继而先后受到209和102工作面的回采扰动，最后还要受到211工作面的回采扰动。多次采动影响下，209工作面辅助运输巷道围岩稳定性必然降低，特别是煤柱侧巷帮存在大变形影响正常生产的风险。

2、巷道围岩变形破坏特征实测方案

工作面走向长度3 500 m, 以停采线为原点，开切眼坐标为走向长度。开展本次实测工作时，209工作面已推进至1 550 m位置，102工作面推进至1 600 m位置。为得到209辅助运输巷服务期间的变形破坏特征，在巷道1 350 m、1 050 m和750 m位置处布置3个测站，对锚杆/索受力、煤柱应力、巷道表面位移和围岩裂隙发育情况进行实测。测站位置处锚杆/索拉力传感器、煤柱应力传感器布置如图2所示，在煤柱内安装8台钻孔应力计，安装深度覆盖范围3～17 m, 深度间隔和水平间隔距离均为2 m, 在巷道顶板和左右两帮分别安装2台锚杆拉力计，顶板安装2台锚索拉力计。最终结果表明3个测站得到的锚杆/索受力和煤柱应力变化特征基本一致，这里主要分析1 350 m位置处测站的监测结果。

图2 测站位置传感器布置   

3、锚杆/索拉力变化特征

209和102工作面推进过程中，1350测站处锚杆/索受力变化实测结果如图3所示。受209和102工作面回采扰动后，由于209工作面超前采动应力集中效应和102工作面超前采动应力集中在底板中的传播效应，辅助运输巷围岩应力水平升高，巷道浅部围岩破坏范围增大。围岩破坏过程中表现出剪胀效应，破坏区围岩体积增大，造成巷道断面收缩。破坏区围岩处于锚杆支护范围内，该区域围岩体积膨胀导致锚杆承受轴向张拉载荷，因此，锚杆拉力整体呈现逐渐升高的趋势。此外，由图3可知锚杆/索最终受力大小与预紧力直接相关，即提高预紧力可提升巷道围岩控制效果。

锚杆拉力增加过程总体可划分为6个阶段。传感器安装时，1350测站超前209工作面200 m, 该距离大于209工作面超前影响范围，因此，锚杆拉力经历了监测初期的稳定阶段(OA)。OA阶段内巷道围岩未受采动影响，变形速度小，锚杆拉力基本保持不变，该阶段持续距离达到120 m。当209工作面推进至1 430 m位置时，锚杆拉力进入缓慢增长阶段(AB),AB阶段1350测站位置进入209工作面超前采动影响区，巷道围岩应力水平升高，变形速度缓慢增加。此时1350测站超前209工作面80 m, 由此可以推断209工作面超前采动影响范围为80 m。AB阶段处于209工作面超前影响区，但在102工作面超前影响范围之外，锚杆/索拉力变化仅受单工作面的采动影响，该阶段持续距离为30 m。随着开采范围的继续增加，209工作面推进至1 400 m位置时，锚杆/索拉力增加速度较AB阶段再次增加，表明1350测站巷道围岩进入双工作面采动影响阶段(BC)。此时，巷道围岩支护体受力特征受到209和102工作面超前采动应力的复合影响，该阶段于209工作面抵达1350测站位置时结束，持续距离为50 m。之后，1350测站进入209工作面采空区，采空区上方的顶板岩层失去煤层和液压支架的支撑，回转下沉活动剧烈，顶板岩块运动位态的快速变化对下位巷道围岩形成强烈扰动，因此，锚杆/索拉力进入快速增长阶段(CD)。CD阶段覆岩结构处于快速运动状态，采空区则处于完全卸压状态，基本没有发生应力恢复现象，该阶段持续距离约100 m。当1350测站滞后209工作面距离达到100 m时，采空区冒落矸石逐渐压实，覆岩活动趋于缓和，巷道围岩受扰动程度再次降低，锚杆/索拉力整体进入二次缓慢增长阶段(DE)。但是，DE阶段实体煤侧下帮锚杆拉力仍保持高速增长趋势，现场观察发现该锚杆所在位置因底鼓出现大块煤体破坏现象，采空区应力逐渐恢复阶段，底鼓速度未受到完全限制，造成破坏块体沿破坏面不断滑移，因此，锚杆拉力持续升高。此外，在DE阶段的末尾，煤柱上部因应力集中发生突然破坏，造成煤柱侧上帮锚杆拉升呈现瞬时升高的现象。1350测站滞后209工作面距离达到530 m时，采空区应力恢复至较高水平，覆岩再次进入压实状态，对下位巷道的影响可忽略不计，锚杆/索拉力基本不再发生变化，进入二次稳定阶段。

锚索支护的目的是将巷道松动圈范围内的岩石自重悬挂至高位稳定岩层上，防止巷道顶板浅部破坏区发生冒落伤人事故。由图3可知209和102工作面采动对锚索拉力的影响不明显，锚索拉力稳定在初始值基本保持不变。该现象说明209和102工作面回采期间，1350测站位置辅助运输巷顶板未发生大范围破坏现象，锚索悬挂的破坏区松脱体未发生剧烈扩展。此外，锚索拉力的稳定趋势表明209工作面回采过后，采空区侧向顶板破断线位于煤柱上方，辅助运输巷上位基本顶未发生破断现象，使锚索锚固端仍与基本顶紧密的锚固在一起，锚固端位置未发生明显变化，如图4所示。

图3 209/102工作面回采期间锚杆/索受力变化特征   

图4 采空区侧向顶板结构形态  

211工作面推进过程中，1350测站处锚杆/索受力变化实测结果如图5所示。该阶段209工作面辅助运输巷转变为211工作面回风巷。受项目执行时间的影响，211工作面采动影响阶段的监测距离共280 m。由图5可知，当1350测站超前211工作面距离大于80 m时，锚杆/索拉力保持不变，仍处于二次稳定阶段。当工作面与测站之间的距离小于100 m时，巷道围岩再次受到211工作面超前采动应力的影响，变形速度加快，锚杆/索拉力呈现上升的趋势。当测站超前工作面距离减少至18 m时，测站对生产造成影响，传感器被拆除，观测结束，因此，211工作面回采对测站位置巷道围岩的强扰动未能成功捕捉。但是，211工作面回采期间，测站在超前工作面100 m处便开始受到采动影响，209工作面回采期间，该距离为80 m, 由此可以推测211工作面回采对巷道围岩稳定性的影响更为强烈。但是，强烈影响范围小于18 m, 位于超前加强支护区域内，该阶段可适当加强超前支护强度，防止围岩失稳事故的发生。

4、煤柱采动应力演化特征

209和102工作面推进过程中，1350测站处煤柱采动应力演化实测结果如图6所示。测站超前工作面距离大于100 m时，煤柱未受采动影响，采动应力保持初始值不变。当209工作面推进至1 450 m位置时，煤柱采动应力开始呈现上升趋势，表明测站进入超前采动影响范围。测站超前工作面距离大于50 m时，煤柱采动应力上升速度缓慢，表明测站位置煤柱受209工作面采动影响微弱。随着工作面的继续推进，测站与工作面距离逐渐小于50 m, 煤柱开始受到209和102工作面的双重影响，采动应力快速升高。当209工作面推进至1 200 m位置时，煤柱采动应力停止升高，表明强采动影响阶段持续距离达到200 m。当测站滞后209工作面距离增加至150 m后，煤柱采动应力保持不变，表明采空区矸石开始压实，对煤柱形成侧向约束，承载能力再次进入稳定阶段。由图6可知不同深度处的煤柱采动应力大小存在明显差异，3 m深度钻孔应力计测得最大采动应力为5.5 MPa, 与初始值相比，增幅0.5 MPa, 表明该处煤体进入塑性状态，承载能力很小，工作面采动不会在该区域形成明显的应力集中。随着钻孔应力计安装深度的增加，煤柱采动应力呈现先升高后降低的趋势。安装深度11 m和13 m位置处测得的煤柱采动应力值最大，达到8.5 MPa。

图5 211工作面回采期间锚杆/索受力变化特征   

图6 209/102工作面回采期间煤柱采动应力演化特征   

211工作面推进过程中，1350测站处煤柱采动应力演化实测结果如图7所示。211工作面回采过程中不同深度煤柱采动应力相对大小与图6存在明显差异，表明209和102工作面回采完毕后，采空区冒落矸石压实对煤柱形成的侧限约束和覆岩载荷纵向传递对煤柱采动应力重新分布产生明显影响。211工作面超前采动影响范围外侧阶段，深度3 m孔应力计测量值最小，仅为4.2 MPa, 表明该处煤柱已经完全破坏，仅剩残余强度；深度7 m、9 m、15 m和17 m处钻孔应力计测量值增加至6.0～7.0 MPa, 深度5 m、11 m和13 m处钻孔应力计测量值最大，达到7.5～8.0 MPa。当测站与211工作面间距减小至100 m时，煤柱采动应力再次呈现整体升高的趋势，表明测站开始进入当前工作面超前采动影响范围。工作面推进至距测站18 m处位置时，测站拆除，监测工作结束。

图7 211工作面回采期间煤柱采动应力演化特征  

5、巷道围岩支护参数优化

5.1 支护参数确定

根据上述观测结果，在原有支护参数的基础上对隆德煤矿213工作面新掘回采巷道支护参数进行优化，确定最终支护形式如下。顶板采用锚杆/索网联合支护形式，锚杆杆体为18#左旋无纵筋335号螺纹钢筋，长度2.1 m, 采用树酯加长锚固，锚固长度为784 mm, 锚杆垂直巷道顶板安设，排距1 100 mm(原支护排距1 000 mm),每排6根锚杆，间距1 000 mm, 初始预紧力不低于30 kN。锚索材料为ϕ17.8 mm, 1×7股预应力钢绞线，长度6.3 m, 树酯端部锚固，锚固长度1 540 mm, 采用每排1根布置(原支护每排2根),排距3 300 mm, 锚索初始预紧力要达到150 kN。顶板钢筋网为ϕ4.5 mm钢筋焊接而成，网孔规格为100 mm×100 mm。两帮采用锚网支护，锚杆材质规格同顶板一致，锚杆排距1 100 mm, 每排4根锚杆，间距900 mm, 帮部最上一根锚杆距顶板300 mm, 巷道支护断面如图8所示。

图8 巷道支护断面三视图  

5.2 支护效果分析

对213工作面回采期间辅助运输巷表面位移监测，结果如图9所示。在工作面推进距测点70 m范围外时，表面位移整体变化较小，各区域收敛变形趋近于0。随工作面推近测点，巷道各区域围岩移近量缓慢增加，当工作面推至距测站24 m以内后，围岩收敛变形速度显著增加，移近速度最大为180 mm/d, 至工作面推至测站2 m时，顶底板累计移近量达到305 mm, 两帮移近量达到280 mm; 其中工作面底板鼓出量最为突出，这主要是因为底板之上的水泥地板刚度过大，受两帮挤压弯折破坏后向上鼓出，巷道实际底板变形较小。总之，顶板下沉量变化较小，而两帮移近量尤其是煤柱帮移近量较大，水泥底板轻微鼓出，整体上巷道围岩变形在工程允许范围内，表明支护参数合理。

图9 211工作面回采期间巷道围岩收敛变形曲线

采用钻孔成像仪对巷道围岩内部裂隙发育特征进行检测，结果如图10所示。钻孔深度的2 m范围内是支护的重点区域，经受采动后顶板裂隙发育不明显。

巷道两帮出现局部塌孔和倾斜裂隙发育现象，但裂隙密度低，不会引发巷道大变形现象。

图10 巷道围岩裂隙发育特征   

6、结论

(1)近距离煤层开采上下同采条件下，多次动压影响巷道209工作面辅助运输巷锚杆/索受力经历7个变化阶段：采动影响前初始稳定阶段、单工作面超前影响阶段、双工作面超前影响阶段、采动卸压区快速升高阶段、采动应力恢复区慢速升高阶段、二次稳定阶段和211工作面开采扰动升高阶段。

(2)煤柱采动应力演化经历5个阶段：采动影响前初始稳定阶段、工作面超前影响区缓慢上升阶段、采动卸压区快速上升阶段、采空区压实自由演化阶段和211工作面开采扰动升高阶段；随着钻孔应力计安装深度增加，煤柱应力呈现先升高后降低趋势，煤柱浅部3 m左右进入塑性状态，承载能力降低。

(3)对新掘回采巷道支护参数进行优化，锚杆排距放大，顶板锚索由2根减少为1根，实测结果表明巷道表面位移底板鼓起量最大、顶板下沉量最小，煤柱侧巷帮变形量大于实体煤侧；顶板浅部2.0 m范围内裂隙发育不明显，两帮裂隙发育程度低。巷道围岩整体稳定性较高，支护参数合理。

参考文献:

[1]王志强,武超,罗健侨,等.特厚煤层巨厚顶板分层综采工作面区段煤柱失稳机理及控制研究[J].煤炭学报,2021,46(12):3756-3770.

[2]何文瑞,何富连,陈冬冬,等.坚硬厚基本顶特厚煤层综放沿空掘巷煤柱宽度与围岩控制[J].采矿与安全工程学报,2020,37(2):349-365.

[3]张百胜,杨双锁,康立勋,等.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报,2008,27(1):97-101.

[4]屠洪盛,屠世浩,白庆升,等.急倾斜煤层工作面区段煤柱失稳机理及合理尺寸[J].中国矿业大学学报,2013,42(1):6-11,30.

[5]伍永平,皇甫靖宇,解盘石,等.基于大范围岩层控制技术的大倾角煤层区段煤柱失稳机理[J].煤炭学报,2018,43(11):3062-3071.

[6]王家臣.厚煤层幵采理论与技术[M].北京:冶金工业出版社,2009.

[7]郝登云,吴拥政,陈海俊,等.采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制[J].煤炭学报,2019,44(9):2682-2690.

[8]张勇,刘传安,张西斌,等.煤层群上行开采对上覆煤层运移的影响[J].煤炭学报,2011,36(12):1990-1995.

[9]鲁岩,高杰,刘长友,等.近距煤层同采巷道优化布置研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(6):797-801.

[10]孔德中,王兆会,任志成.近距离煤层综放回采巷道合理位置确定[J].采矿与安全工程学报,2014,31(2):270-276.

[11]程志恒,齐庆新,孔维一,等.近距离煤层群下位煤层沿空留巷合理布置研究[J].采矿与安全工程学报,2015,32(3):453-458.

[12]索永录,商铁林,郑勇,等.极近距离煤层群下层煤工作面巷道合理布置位置数值模拟[J].煤炭学报,2013,38(S2):277-282.

基金资助:国家自然科学基金面上项目(51974160);

文章来源:张博,冯宇,刘芳,等.近距离煤层多次采动影响巷道围岩破坏特征与控制[J].陕西煤炭,2024,43(05):29-34.