軟巖煤層回采期間煤柱垮落機理及控制技術(shù)

尹寶寶

（晉能控股煤業(yè)集團華陽煤礦，山西 晉城 048000）

巷道在掘進過程中受老空巷、地質(zhì)構(gòu)造、集中應(yīng)力帶等影響，圍巖出現(xiàn)應(yīng)力破壞現(xiàn)象。巷道掘進時受集中應(yīng)力剪切破壞作用，造成頂板圍巖斷裂，承載強度降低[1-3]，頂板支護后在蠕動變形圍巖作用下錨桿（索）形成的“預(yù)應(yīng)力梁（拱）”出現(xiàn)失穩(wěn)，支護效果差、支護失效嚴重[4]，很容易造成頂板出現(xiàn)大面積垮落、冒漏事故；而巷道兩幫圍巖主要受水平剪切作用，造成巷道兩幫煤柱破碎收斂，降低煤柱承載強度，兩幫煤柱對底板移動約束能力降低[5-7]，出現(xiàn)底板鼓起。國內(nèi)外多數(shù)學(xué)者目前已致力于研究圍巖變形規(guī)律及采取相應(yīng)的圍巖控制方法，但是主要著力于錨桿（索）強化支護技術(shù)，而傳統(tǒng)錨桿（索）、注漿等單一控制方法無法從根本上遏制圍巖變形現(xiàn)象，所以對復(fù)雜應(yīng)力區(qū)圍巖采取合理有效的控制技術(shù)，對采掘工作面施工安全具有重要意義。本文以華陽煤礦15102 工作面為研究對象，對工作面回采期間順槽圍巖破碎機理進行分析，并提出了相應(yīng)的支護技術(shù)。

1 概述

15102 工作面北側(cè)為井田邊界線，巷道南鄰15號煤軌道大巷，西側(cè)距離15101 采煤工作面170 m，東側(cè)為原常莊煤礦老巷舊巷，預(yù)留保安煤柱寬度為65 m，局部區(qū)域受舊巷垮落影響，最小寬度為27 m。

15102 工作面走向長度為1300 m，切巷長度為210 m，回采煤層為15#層，煤層走向NE，傾向NW，傾角0～7°，呈南高北低、西低東高趨勢。煤層厚度2.25～3.25 m，平均2.78 m，煤層厚度變化不大，含0～5 層夾矸，屬結(jié)構(gòu)簡單～復(fù)雜、穩(wěn)定可采的中厚煤層。堅固性系數(shù)f=2。15#煤為黑色-灰黑色半亮型煤，似金屬光澤，以條帶-均一結(jié)構(gòu)、粒狀、階梯狀斷口為主，貝殼狀次之，條痕為黑色，裂隙較為發(fā)育，常見黃鐵礦充填。根據(jù)井田內(nèi)鉆孔，15#煤層為低灰、特低揮發(fā)分、中高硫、高固定碳、特高熱值無煙煤二號。15#煤層位于太原組下部K2灰?guī)r下，上距9 號煤層底板28 m，下距K1 砂巖頂5 m，煤層頂?shù)装鍘r性見表1。

表1 15102 工作面回采的15#煤層頂?shù)装鍘r性表

2 回風(fēng)順槽煤柱垮落機理

2.1 工作面回采現(xiàn)狀

2.1.1 工作面布置及支護

15102 工作面采用走向長臂后退式綜采工藝，工作面斜切進刀割煤，單刀割煤深度為0.8 m，采用跟機移架方式。工作面回采期間順槽超前20 m采用單體柱+π 型梁支護，每排3 根，“一梁三柱”支護方式，排距為1.0 m，間距為1.5 m。

15102 工作面順槽斷面規(guī)格為寬×高=4.5 m×3.0 m，順槽頂板采用“W 型鋼帶+螺紋鋼錨桿+單錨索”聯(lián)合支護。頂錨桿為Φ20 mm×2200 mm 螺紋鋼錨桿，工作面?zhèn)扔忙?8 mm×2000 mm樹脂錨桿，另一側(cè)用Φ18 mm×2000 mm 螺紋鋼錨桿。每錨桿使用MSK2360、MSZ2335 錨固劑各1 支。頂錨桿間排距1000 mm×1200 mm，幫錨桿間排距800 mm×800 mm。

2.1.2 回采現(xiàn)狀

15102 工作面在前期回采過程中順槽超前應(yīng)力區(qū)未出現(xiàn)大變形現(xiàn)象，局部出現(xiàn)變形，變形量控制在允許范圍內(nèi)。當(dāng)工作面回采至475 m 處時回風(fēng)順槽超前工作面10～30 m 范圍內(nèi)位于非煤壁側(cè)巷幫煤柱出現(xiàn)破碎垮落，造成工作面超前應(yīng)力區(qū)范圍內(nèi)回風(fēng)順槽頂板及兩幫變形嚴重，尾端頭支架載荷大、移架困難，回采速度降至1.4 m/d。當(dāng)工作面推進至482 m 處時，在497～509 m 范圍內(nèi)巷幫出現(xiàn)大面積垮落，垮落區(qū)域集中在頂板往下1.5 m 范圍內(nèi)，最大片幫深度1.6 m，局部巷幫收斂量0.87 m。受煤柱垮落影響，局部頂板出現(xiàn)跨距且伴隨斷裂現(xiàn)象，最大跨距0.42 m，對工作面回采影響長度達70 m。

回采前期多次對15102 超前應(yīng)力區(qū)順槽變形圍巖進行人工修復(fù)，主要采用錨桿、錨索、W 型鋼帶進行加強支護。但是修復(fù)工程量及勞動作業(yè)強度大，修復(fù)后對圍巖變形控制效果差，無法滿足工作面安全快速推進要求。

2.2 順槽煤柱垮落機理

通過現(xiàn)場對順槽垮落煤柱觀察發(fā)現(xiàn)，煤柱出現(xiàn)垮落原因主要有以下幾方面：

1）鄰近舊巷影響。15102 工作面東側(cè)為原常莊煤礦老巷舊巷（無積水已鉆探），該巷于2005年密閉，舊巷與15102 回風(fēng)順槽平均水平距離為37 m。通過查閱資料發(fā)現(xiàn)，舊巷主要采用木柱及單錨桿支護，舊巷垮落嚴重。在工作面475～515 m 范圍內(nèi)回風(fēng)順槽與舊巷最短距離為27 m，受舊巷影響煤柱失穩(wěn)，舊巷殘余應(yīng)力沿煤柱裂隙擴張破壞。

2）地質(zhì)構(gòu)造影響。根據(jù)15102 回風(fēng)順槽掘進期間地質(zhì)構(gòu)造揭露情況，15102 工作面地質(zhì)構(gòu)造單一，主要以斷層為主，預(yù)計揭露15 條中小斷層。在450～540 m 段共計揭露8 條斷層，以逆斷層為主，形成斷層群區(qū)。受斷層群影響，圍巖產(chǎn)生斷裂破碎現(xiàn)象，圍巖內(nèi)部力學(xué)結(jié)構(gòu)性能差、圍巖承載強度低[8]。

3）煤層失穩(wěn)嚴重。15102 工作面回采的15#煤層產(chǎn)生于晚古生界石炭系地層，以孢子植物成煤為主，煤層節(jié)理發(fā)育，煤層內(nèi)含1～3 層灰?guī)r夾層，總厚度為0.7 m，屬于軟巖煤層，煤層穩(wěn)定性差[9]。

4）支護相對單一。15102 回風(fēng)順槽非煤壁側(cè)巷幫采用鋼錨桿支護，采用端頭錨固方式，受舊巷殘余應(yīng)力影響，煤柱內(nèi)部產(chǎn)生高密度裂隙帶，破壞了錨桿錨固效果，降低了幫部支護質(zhì)量。

3 煤柱垮落區(qū)控制技術(shù)

根據(jù)15102 回風(fēng)順槽煤柱垮落機理，為了控制順槽變形量，在482～545 m 段對巷幫煤柱采取柔性卸壓注漿支護，對永久支護進行優(yōu)化，采取斜角錨索及水力膨脹錨桿永久加強支護。

3.1 巷幫柔性卸壓注漿支護

3.1.1 支護原理

巷道掘進后以及受回采應(yīng)力、構(gòu)造應(yīng)力等影響圍巖出現(xiàn)劇烈變形現(xiàn)象，圍巖內(nèi)部出現(xiàn)大面積破碎現(xiàn)象，形成圍巖彈性破碎區(qū)。采用傳統(tǒng)單錨桿（索）支護時控制蠕動變形圍巖效果差。柔性卸壓注漿支護是對大變形圍巖先進行第一次卸壓支護，降低或削弱圍巖應(yīng)力破壞作用，然后通過二次柔性注漿在破碎圍巖內(nèi)形成新的彈性區(qū)承載層[10]，承載層在圍巖內(nèi)起到支撐骨架作用，并與松散圍巖相互配合提高圍巖整體抗壓強度及剛度，如圖1。

圖1 柔性卸壓注漿支護原理示意圖

3.1.2 柔性卸壓注漿支護工藝

1）在15102 回風(fēng)順槽475～515 m 段非煤壁側(cè)巷幫施工2 排邁步式支護孔，孔深為3.0 m，直徑為35 mm，孔間距為1.5 m，排距為2.0 m，第一排與頂板間距為0.6 m，孔以10°仰角布置，第二排孔垂直巷幫煤柱布置。如圖2。

2）鉆孔施工完后對鉆孔內(nèi)依次安裝2 支錨固劑和一根長度為3.0 m、直徑為33 mm中空注漿鋼管。中空注漿鋼管端頭為錨固銷尖狀實芯體，長度為0.7 m，桿體剩余部分為注漿段，注漿段管體四周均勻布置3 排注漿小孔。

3）注漿鋼管錨固后在其外露端安裝托盤、螺母并進行預(yù)緊。注漿鋼管施工后鋼管中部形成卸壓通道，卸壓8 h 后對鋼管進行注漿施工。

4）注漿采用高強度硅酸鹽水泥、水玻璃、速凝劑混合注漿材料。采用的水玻璃模數(shù)M=2.7～3.0，水玻璃濃度為32～38°Bé，水泥砂漿中水與水泥配比為0.75:1，水泥漿液與水玻璃配比為1:0.5，注漿液中摻雜速凝劑量為水泥總量的2.5%～4%。

3.2 “角錨索+水力膨脹錨桿”永久支護

3.2.1 角錨索施工

為了防止肩角煤柱垮落導(dǎo)致非煤壁側(cè)頂板失穩(wěn)，造成頂板下沉出現(xiàn)“跨距”現(xiàn)象，決定對煤柱垮落區(qū)施工一排角錨索支護。

1）角錨索采用長度為4.5 m、直徑為21.8 mm預(yù)應(yīng)力鋼絞線，配套一根長度為0.8 m 的12#槽鋼。

2）角錨索布置巷幫與頂板肩角部，布置仰角為45°。錨索施工后外露安裝12#槽鋼，槽鋼與順槽走向平行布置。角錨索布置間距為2.0 m。

3.2.2 水力膨脹錨桿支護

水力膨脹錨桿作為輔助支護可以有效控制圍巖大變形造成傳統(tǒng)鋼錨桿破斷、預(yù)應(yīng)力失效等現(xiàn)象。

1）支護原理。水力膨脹錨桿采用中空無縫鋼管焊制而成，一側(cè)呈凹槽型，在高壓注水作用下錨桿桿體通過凹槽膨脹，膨脹后的桿體直徑大于鉆孔直徑，膨脹過程中桿體對孔壁產(chǎn)生橫向作用，一方面增加桿體與孔壁之間摩擦力，另一方面削弱孔壁巖體產(chǎn)生水平剪應(yīng)力對圍巖破壞作用；錨桿膨脹過程中桿體直徑變大，桿體在軸向產(chǎn)生收縮現(xiàn)象，從而增加了桿體軸向預(yù)應(yīng)力。支護原理如圖3（a）。

圖3 水力膨脹錨桿結(jié)構(gòu)及支護原理圖（mm）

2）支護工藝：① 15102 回風(fēng)順槽垮落區(qū)煤柱采用的水力膨脹錨桿桿體長度為2.0 m，桿體膨脹前外徑為22 mm，桿體膨脹后外徑為32 mm，膨脹系數(shù)為45%。桿體端頭安裝玻璃托盤、擋圈以及注水嘴如圖3（b）所示；② 膨脹錨桿位于原巷幫2 排錨桿中部，布置間距為1.0 m，錨桿布置后接入注水泵軟管進行高壓注水施工，注水壓力為15 MPa。

3.3 現(xiàn)場應(yīng)用效果

3.3.1 提高圍巖控制效果

為了驗證15102 回風(fēng)順槽垮落區(qū)煤柱支護效果，在巷道500 m 處頂板及幫部各布置一個測點，通過20 d現(xiàn)場對幫部圍巖收斂量及頂板跨距量進行監(jiān)測，監(jiān)測結(jié)果如圖4。

圖4 聯(lián)合支護后頂板及幫圍巖變形曲線圖

根據(jù)圖4 發(fā)現(xiàn)，15102 回風(fēng)順槽巷幫圍巖采取聯(lián)合支護技術(shù)后在短期內(nèi)圍巖同樣出現(xiàn)大變形現(xiàn)象，主要原因是圍巖支護后與蠕動變形圍巖未達到完全耦合支護作用。在0～10 d 范圍內(nèi)巷幫收斂量及頂板跨距變化相對較大，在10 d 后圍巖變形速率逐漸減小，在16 d 后巷幫趨于穩(wěn)定，巷幫最大收斂量為330 mm。頂板下沉與巷幫失穩(wěn)有著密切關(guān)系，巷幫圍巖穩(wěn)定后支撐強度提高，位于非煤壁側(cè)頂板下沉現(xiàn)象得到了明顯控制，實測支護后頂板跨距控制在210 mm 以下。

3.3.2 提高經(jīng)濟效益

1）減少支護成本費用。采用傳統(tǒng)錨桿（索）進行巷幫維護時，受應(yīng)力影響，在475～545 m 段回風(fēng)順槽幫部支護失效嚴重，需對巷幫二次補強支護，預(yù)計補打幫錨桿210 套，頂板補打單錨桿20 套，預(yù)計支護成本費用10 萬余元；每班安排3 人進行施工，需施工5 d，人工費用達4.7 萬元；采用聯(lián)合支護后，巷幫錨桿失效率降低至4%以下，支護補打量減少了85%，降低了支護作業(yè)強度，預(yù)計可減少支護費用、勞動費用達12.4 萬元。

2）提高了回采效率。由于工作面進入應(yīng)力區(qū)后受回風(fēng)順槽圍巖變形破碎影響，工作面平均回采進度為1.4 m/d，回采原煤量為1095 t/d，而采用聯(lián)合支護后，控制了圍巖變形現(xiàn)象，工作面回采速度提高至6.4 m/d，回采原煤量提高至5006 t/d。

4 結(jié)語

截至2022 年4 月15102 工作面已回采至550 m 處，且工作面已過應(yīng)力影響區(qū)。通過對15102 工作面回風(fēng)順槽應(yīng)力影響區(qū)巷幫煤柱垮落機理進行分析，確定了舊巷殘余應(yīng)力、斷層群應(yīng)力以及煤層賦存等是造成巷幫垮落主要原因，采取了柔性卸壓、角錨索以及水力膨脹錨桿等聯(lián)合支護技術(shù)，有效控制了巷幫煤柱及頂板變形現(xiàn)象，成功解決了回采巷道受集中應(yīng)力影響出現(xiàn)頂板下沉、兩幫收斂等技術(shù)難題，為工作面后期安全高效回采提供了實踐依據(jù)。