何 团，黄志增，李春睿，洛 锋，王东攀

(1.河北工程大学矿业与测绘工程学院 河北省煤炭矿井建设工程技术研究中心，河北 邯郸 056038；2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013；3.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013)

特厚煤层综放开采常伴随有强烈的矿压显现问题，而且临近采空区的回采巷道超前支护段矿压显现异常强烈，导致巷道断面急剧减小，影响了回采巷道的正常使用[1]。鲁岩[2]采用理论分析、数值模拟及现场实测的方法，揭示了综放工作面超前支承压力分布规律。目前对于强动压巷道普遍采取卸、支组合治理的方式，通过合理的巷道支护参数设计，配合巷道围岩卸压手段，实现动压巷道的稳定[3-6]。常用的卸压方法主要有开槽(孔)应力转移技术、松动爆破应力转移、开掘专用卸压巷道3种方式[7-10]。卸压主要分为垂直卸压和水平卸压2种，垂直卸压是将竖直方向的应力转移到四周，水平卸压可阻隔水平应力，形成水平应力降低区[11]。孙守山等[12]介绍了波兰煤矿坚硬顶板定向水压致裂工艺，阐述了坚硬顶板预割裂缝定向控制原理，现场应用中取得了一定效果；于斌[13-14]基于大同矿区特厚煤层坚硬顶板条件，分析了沿空巷道强矿压显现机制，运用水压致裂技术采取适当的辅助技术措施实现巷内高应力的转移，保证巷道的稳定。刘红岗[15]利用数值模拟方法研究了钻孔卸压的作用机理、巷道围岩动态损伤破坏发展和应力场重新分布的过程，并进行了卸压孔和锚网联合支护工业试验，取得了较好的应用效果。

1 工作面概况

芦子沟矿目前开采3107工作面，紧邻3106工作面采空区，工作面间留设30m区段煤柱，工作面埋深350m左右，长度150m，走向长度1200m，采用综放一次开采2，3，5号复合特厚煤层，煤层平均厚度25m，采高3m，采用全部垮落法控制顶板。煤层底板为粉砂质泥岩，直接顶为1.1m厚砂质泥岩，基本顶为7.4m厚粗砂岩，基本顶岩层岩石抗压强度达到75.7MPa，坚硬难冒。3107工作面总体呈南西倾向的单斜构造，地质构造中等偏复杂，倾角1～5°。3107工作面开采过程中，沿空巷道超前支护段动压显现强烈，巷道变形量较大，以煤柱侧帮变形为主，存在锚杆拉断、失效现象，工作面侧帮变形量相对较小。特别是端头区域，巷道大变形已经影响了刮板输送机机头的运行空间，局部需要架设木垛，以维护端头围岩稳定。

2 特厚煤层综放工作面采动应力特征

运用FLAC3D数值模拟软件模拟3107工作面推进过程中煤柱侧帮围岩应力动态变化规律，如图1所示。

图1 3107工作面采动应力显现特征

3106工作面沿空侧覆岩经过较长时间运动，已经趋于稳定，在3107工作面推进过程中，3106采空区侧煤柱14m深度处煤体支承压力并无太大变化，基本不受3107工作面推进过程中动压影响。

随着与工作面距离的减小，侧向支承压力逐渐增大，并且峰值位置逐步向3107侧转移，存在明显的偏载效应，区段煤柱受3107工作面采动影响强烈。煤柱超前3107工作面36m时，应力峰值位于3107工作面侧向12m深度处，应力集中系数为1.8；煤柱超前3107工作面12m时，应力峰值位于3107工作面侧向4m深度处，应力集中系数为2.0；煤柱距3107工作面0m时，应力峰值位于3107工作面侧向2.5m深度处，应力集中系数为2.5。

3 沿空巷道超前支护段强动压显现机理

3106工作面回采结束后，煤柱受单侧工作面采动影响，应力峰值处于采空区侧煤柱内14m位置处，即单侧工作面采动后，侧向14m范围内煤体发生塑性破坏。单侧工作面采动后围岩应力及塑性区分布状态如图2所示。

γH—原岩应力；K1—煤柱中心应力集中系数；K2—沿空侧巷道煤柱侧帮围岩应力集中系数；K3—沿空侧巷道实体煤侧帮应力集中系数图2 单侧工作面采动后煤柱内应力及塑性区分布状态

3107工作面回采时，上覆岩层破坏，在煤柱内形成新的侧向支承压力，两工作面回采造成的集中应力在煤柱内叠加，沿空巷道围岩应力集中程度急剧增大，煤柱发生整体塑性破坏，围岩变形量急剧增加，如图3所示。随工作面推进，工作面超前支承压力影响范围内巷道始终处于大变形状态。

K4—二次采动超前应力叠加后煤柱中心应力集中系数；K5—二次采动超前应力叠加后沿空侧巷道实体煤侧帮应力集中系数图3 双侧工作面采动时煤柱内集中应力叠加状态

4 强动压巷道超前支护段围岩应力优化技术

4.1 强动压巷道顶板大深度预切缝卸压原理

强动压巷道顶板大深度预切缝卸压技术是在沿空巷道顶板形成定向裂缝，将原形成“三边固支，一边简支”的板状结构，变为“两边固支，两边简支”的板状结构，以改变采场覆岩的载荷传递形式，进而改变沿空巷道的围岩应力状态。预切缝后，沿空巷道超前支护段围岩应力降低，应力峰值位置向工作面中部移动，并且峰值应力增大。预切缝后，沿空巷道超前支承压力峰值位置向工作面推进方向前移，并且峰值应力增大，沿空巷道超前支护段围岩应力降低。强动压巷道顶板大深度预切缝卸压后，沿空巷道超前支护段围岩应力变化形式如图4所示。

图4 大深度预切缝后沿空巷道超前段围岩应力变化形式

强动压巷道顶板大深度预切缝卸压后，下覆坚硬顶板垮落，一方面降低了工作面后方悬臂覆岩产生的附加应力，垮落矸石对高位覆岩形成支承；另一方面破坏了覆岩的整体性，改变了高位覆岩与低位覆岩的变形方式，由原来的整体协同变形，变为非协同变形，高位覆岩触矸，高位覆岩与下位覆岩的力学联系减弱，为内、外应力场的形成提供了覆岩结构条件，支承压力峰值向工作面前方更深处煤体转移，降低了超前支护段巷道围岩应力。大深度预切缝后工作面后方覆岩结构形式如图5所示。

K—矸石压缩刚度；S1—悬臂梁下伏矸石压缩量；S2—铰接块体C下伏矸石压缩量图5 大深度预切缝后工作面后方覆岩结构形式

4.2 强动压巷道顶板大深度预切缝卸压技术工艺

特厚煤层基本顶岩石抗压强度达到75.7MPa，厚度7.4m，其形成的“悬臂长梁”结构坚硬难垮，是此次预切缝重点处理的层位。坚硬直接顶控制岩层高度达到18.1m，粗砂岩层下位载荷层达到19.2m，此次切断坚硬直接顶，将切落总厚度达到36.5m的载荷层。

此次预切缝采用深孔爆破的方式进行，预切缝卸压方案如图6所示。预切缝深度34m，炮孔间距5m，垂直高度投影32.35m，炮孔布置在沿空巷道正中央顶板上方，向采空区方向偏斜70°。炮孔装药长度20m，封孔长度14m。3107工作面超前支护30m，炮孔可提前用钻机打好，将炮孔依次起爆。

图6 大深度预切缝卸压方案

5 超前支护段巷道围岩应力优化效果

5.1 应力优化效果数值模拟研究

预切缝卸压前后，3107工作面推进过程中，区段煤柱应力集中系数动态变化特征如图7所示。

图7 预切缝卸压前后区段煤柱应力集中系数动态变化特征

由图7可以看到，无论预切缝与否，在3107工作面推进过程中，3106采空区侧煤柱煤体应力都基本保持稳定，采动扰动影响程度低，说明3106采空区侧局部煤柱煤体处于3106采空区稳定拱结构形成的内应力场中。在超前工作面0～20m范围内，3107侧煤柱煤体受3107工作面采动应力影响显著，预切缝卸压前3107工作面侧煤柱煤体应力集中系数峰值达到2.3，沿空巷道围岩处于高应力状态。预切缝卸压后3107工作面侧煤柱煤体应力集中系数峰值为1.5，大深度预切缝卸压技术明显改善了3107工作面侧区段煤柱及沿空巷道围岩应力环境。

5.2 超前支护段巷道围岩变形实测

预切缝卸压前后超前支护段巷道围岩变形实测如图8所示。可以看出，预切缝卸压后沿空巷道矿压显现程度明显降低，沿空巷道顶底板及两帮移近量都明显减小，沿空巷道超前支护段围岩变形控制效果良好，大深度预切缝卸压技术有效降低了3107工作面采动影响。

图8 超前支护段巷道围岩变形实测

6 结 论

(1)坚硬基本顶保持长距离悬顶状态，抵抗上覆岩层回转变形，高位覆岩不能及时触矸卸压，低位覆岩与高位覆岩整体协调变形，工作面前方煤岩体没有形成内、外应力场的时间条件及覆岩结构条件，导致超前支承压力峰值位置靠近煤壁，应力幅值相应增大，沿空巷道超前支护段围岩处于高应力状态。

(2)强动压巷道顶板大深度预切缝卸压技术是在沿空巷道顶板形成定向裂缝，沿空巷道超前支

护段围岩应力降低，侧向支承压力峰值位置向工作面中部移动，沿空巷道超前支承压力峰值位置向工作面推进方向前移。

(3)数值模拟及现场实测结果表明：强动压巷道顶板大深度切缝卸压技术有效改善了超前支护段巷道围岩应力状态，改善了围岩应力环境，维护了超前支护段巷道围岩稳定。

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