近距離殘留煤柱下破碎圍巖巷道修復技術

劉洪林，呂金星，馬　強

(1.新疆大學 地質與礦業工程學院，新疆 烏魯木齊 830047；2.中國礦業大學 礦業工程學院，

江蘇 徐州 221116；3.伊犁新礦煤業有限責任公司，新疆 霍城 835200)

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近距離殘留煤柱下破碎圍巖巷道修復技術

劉洪林1，2，呂金星1，馬強3

(1.新疆大學 地質與礦業工程學院，新疆 烏魯木齊 830047；2.中國礦業大學 礦業工程學院，

江蘇 徐州 221116；3.伊犁新礦煤業有限責任公司，新疆 霍城 835200)

針對近距離煤層開采過程中，殘留煤柱下部巷道在煤柱集中應力作用下圍巖破碎程度高、修復難度大的問題，以山西某礦為工程背景，采用數值模擬的方法分析煤柱底板應力分布規律，結合巷道實際變形特征總結了下位巷道圍巖變形破壞原因。認為：殘留煤柱底板集中載荷的非均勻性分布，及其引起的支護體承載結構破壞是近距離煤柱底板巷道圍巖發生大變形的本質。由此，提出了基于破碎圍巖注漿和高強度錨桿支護的巷道修復技術，工程實踐表明該技術在有效提高圍巖整體性和可錨性的同時，使淺部錨固區與深部圍巖相連形成整體承載結構，有效地控制了巷道圍巖變形，保障了礦井安全生產。

殘留煤柱；近距離煤層；破碎圍巖；注漿；數值模擬

區段煤柱的留設，使下區段平巷避開上區段工作面側向支承壓力峰值區的同時，還起到了隔離采空區有害氣體的作用[1-2]。但是，對于近距離煤層開采，上部煤層工作面回采結束后，殘留的區段煤柱內將形成數倍于原巖應力的集中載荷，并向底板深部傳遞，對煤柱底板巷道圍巖穩定性產生影響。為利于下部煤層巷道維護，通常將巷道布置于上部煤層采空區下方，或巷道位置與上部殘留煤柱保持一定的水平錯距，盡可能避開殘留煤柱形成的集中應力區[3-5]。然而，部分礦區為了提高煤炭資源采出率或因開采條件限制，只能將下位煤層巷道布置在煤柱下方。在殘留煤柱的集中載荷作用下，下部煤層巷道圍巖變形嚴重，往往要經過數次返修才能滿足生產需要。因此，如何實現近距離殘留煤柱下部破碎圍巖巷道的有效修復就成為了一個影響礦井安全生產和經濟效益的重要問題。

以山西某礦近距離煤層開采為工程背景，通過對殘留煤柱底板應力分布規律及圍巖變形破壞原因分析，提出了破碎圍巖注漿與高強度錨桿支護相結合的巷道修復技術。3101運輸平巷良好的修復效果，驗證了該技術的有效性和可行性，為類似條件下的巷道修復技術開發提供了參考和借鑒。

1　工程概況

1.1生產地質條件

山西某礦為整合礦井，主采的2#、3#煤層平均厚度分別為2.4m和3.2m、傾角0～6°、煤層硬度系數f為1.5～2.5，礦井采用下行開采。礦井整合前主要采用長壁采煤法開采2#煤層，區段之間留設寬度為18.0m的保護煤柱。礦井整合后，為提高煤炭資源采出率，3#煤層的工作面布置方向與2#煤層工作面布置方向存在約15°夾角。

3101工作面平均埋深270m，是3#煤層的首采工作面。3101運輸平巷從2#煤層201、203工作面之間的殘留煤柱下部穿過，巷道與煤柱的位置關系如圖1所示。3101運輸平巷斷面形狀為矩形，掘進斷面尺寸為3.5m×3.2m，2#煤層與3#煤層在斜穿煤柱段的層間距為2.0～5.8m。3101工作面頂底板巖層描述如表1所示。

表1　3101工作面煤層頂底板巖性

1.2巷道支護參數及變形特征

3101運輸平巷采用錨網支護，頂幫錨桿間排距均為900mm×900mm。頂板采用直徑18mm、長1.8m的螺紋鋼錨桿，兩幫采用直徑16mm、長1.6m的普通圓鋼錨桿。穿煤柱段每5.0m布置一根直徑15.24mm，長6.20 m的錨索進行補強支護。巷道原支護參數見圖2。

圖1　3101運輸平巷與煤柱位置關系

圖2　巷道原支護參數(單位：mm)

3101運輸平巷掘至煤柱下方時，圍巖變形速度加劇，變形量急劇增加。兩幫普遍出現煤體鼓出、錨桿托盤被擠掉、鋼筋梯子梁沿焊接處被拉斷等現象，部分巷段出現錨桿長度范圍內煤幫整體鼓出的現象。頂板出現不同程度破碎和下沉速度增大，部分巷段出現底鼓的現象。此外，巷道返修架設的工字鋼棚變形也較大，部分棚腿和棚梁被扭成麻花狀，巷道中間木點柱部分被壓彎、壓斷。現場拍攝的巷道變形情況如圖3所示。為確保3101綜采工作面的安全高效生產，急需對3101運輸平巷約70m長圍巖破碎的巷段進行修復。

圖3　巷道變形破壞情況

2　殘留煤柱底板應力分布規律

煤柱底板的應力分布與煤柱的應力狀態直接相關，對于兩側均已采空的煤柱，其應力分布狀態主要取決于回采引起的支承壓力影響距離L及煤柱寬度B[2]。根據煤巖層的結構和力學特性，采用FLAC3D軟件建立數值分析模型，模型尺寸：x×y×z=178.0 m×30.0 m×69.2 m，左、右邊界x方向位移固定，前、后邊界y方向位移固定，頂部施加6.0MPa均布載荷、底部z方向位移固定。本構關系采用Mohr-Coulomb，側壓系數為1.0，模型的煤巖體力學參數如表2所示。2號煤層工作面之間留設寬度18.0m的區段煤柱，201、203工作面回采以后形成的殘留煤柱底板垂直應力分布見圖4。

由圖4可以看出，垂直應力在煤柱下方底板巖層一定范圍內形成應力增高區，在采空區下方底板巖層一定范圍內形成應力降低區，應力呈馬鞍形分布。垂直應力在底板巖層中的集中系數約4.15，應力傳遞影響角δ約35°。隨深度增加，煤柱集中載荷向底板擴散范圍增大，但其影響程度減小。在應力降低區內垂直應力降低量隨深度增加而減小。

表2　煤巖層力學參數

圖4　殘留煤柱底板應力分布

由圖4及圖5殘留煤柱下方不同距離水平截面應力分布曲線，可以得出殘留煤柱底板應力分布具有以下規律。

1) 當底板巖層與煤柱垂直距離在6.0m以內時，距煤柱邊緣約25m范圍內的采空區底板巖層處于垂直應力降低區，煤柱中心線下方兩側約7～9m范圍的巖層處于垂直應力增高區。當底板巖層與煤柱垂直距離在2.0m范圍內時，同一水平截面上的煤(巖)層垂直應力呈馬鞍形分布，在煤柱中心線兩側約6.0m處達到最大值。隨著底板巖層深度增加，垂直應力峰值逐漸減小，位置向煤柱中心移動。當底板巖層與煤柱垂直距離為4.0m時，垂直應力最大值位于煤柱中心正下方。

2) 水平應力在煤柱下方巖層中形成增高區，在距煤柱邊緣約30～40m范圍內的采空區底板巖層中形成降低區。隨深度的增加，水平應力增高區的峰值和應力降低區的應力降低量均逐漸減小。當底板巖層與煤柱垂直距離在2.0m范圍內時，同一水平截面內的水平應力最大值位于煤柱中心正下方。當底板巖層與煤柱垂直距離為4.0m時，水平應力最大值位于煤柱邊緣下方。

3) 煤柱底板同一水平截面內，剪切應力最小值和最大值分別位于煤柱中心和邊緣正下方巖層中。剪切應力以最小值為中心按一定角度向兩側對稱分布，其值隨深度的增加而逐漸減小。

可見，3101運輸平巷過煤柱段處于垂直應力、水平應力的增高區。煤柱底板應力分布具有明顯非均勻性，位于煤柱邊緣正下方時，剪切應力最大；而位于煤柱中心正下方時，剪切應力為0，垂直應力和水平應力最大。

3　圍巖變形破壞機理及原因分析

根據殘留煤柱底板應力分布規律分析，結合井下觀察結果，3101運輸平巷穿煤柱巷段圍巖變形破壞機理和巷道返修效果差的原因可總結如下。

圖5　殘留煤柱底板不同距離水平截面應力分布

1)非均勻集中載荷作用。煤柱集中載荷向底板深部傳遞，導致底板應力重新分布[5]，并表現出明顯的非均勻性。煤柱兩側邊緣下方底板水平應力和剪切應力集中，在水平應力作用下，巷道兩幫煤體向巷道中間鼓出；在剪切應力作用下，兩幫煤體沿弱結構面滑動，煤壁破碎區范圍進一步擴大。煤柱正下方，垂直應力和水力應力集中，剪切應力為0，垂直應力作用下，巷道頂板發生彎曲下沉，垂直應力向巷道兩幫的煤體轉移，導致兩幫煤體被擠出。因此，巷道開挖引起的淺部圍巖應力狀態的改變和非均勻集中載荷作用是殘留煤柱底板巷道圍巖變形和破壞的根本原因。

2)低強度支護體承載結構破壞。由于埋深較小，煤體硬度系數適中，巷道初始設計支護強度整體較低。巷道頂底分別采用直徑16mm和18mm、長1.6m和1.8m的普通圓鋼錨桿，錨桿桿體強度較低，加之現場施工質量較差，導致錨桿為圍巖提供的預緊力較小，圍巖中形成的錨固區域穩定性較差。在殘留煤柱向底板傳遞的非均勻集中載荷作用下，低強度支護體結構迅速破壞。巷道淺部圍巖承載結構的逐漸破壞，致使巷道圍巖承載能力大幅降低，進一步加劇了圍巖的變形。

3)原返修方案缺乏針對性。3101運輸平巷在穿煤柱的圍巖變形初期，兩幫淺部煤體發生破碎時，未及時補打錨桿和上緊已松動的錨桿螺母為圍巖提供預緊力，兩幫基本處于無支護狀態，任其變形。當巷道進行返修時，采用刷幫架棚支護的被動支護方式，無法為圍巖提供較大的壓應力以調動更大范圍內的巖體共同承載。同時，在初次返修不能有效控制巷道圍巖變形，棚梁、棚腿被壓彎時，采用單體液壓支柱支護頂板，更換棚腿、棚梁的二次修復方式也導致頂板受到頻繁支撐，加劇了頂板活動產生離層，頂板下沉、兩幫移近更加嚴重。

4　破碎圍巖巷道修復技術及效果

4.1修復技術及參數

根據上述分析，可以發現巷道修復的關鍵是重新構建圍巖支護體結構，并使之與深部圍巖變形相協調，實現共同承載。錨桿支護通過上緊桿體端部螺母，可以為圍巖提供預緊力，從而實現對圍巖的主動支護，是巷道修復的理想支護形式。但是，由于3101運輸平巷穿煤柱巷段在煤柱集中載荷作用和多次返修擾動下，圍巖破碎范圍大，直接采用錨桿支護存在可錨性差和不能有效調動深部圍巖整體承載能力的問題。基于注漿可以將破碎巖體重新膠結，在大幅提升破碎圍巖的力學性能的同時，還能有效改善錨桿的著力基礎和受力狀況的特點[6-8]。最終確定穿煤柱巷段采用先對破碎圍巖注漿，再進行高強度錨桿支護的巷道修復方案。

1)破碎煤巖體注漿參數。結合現場情況，綜合考慮返修成本和注漿效果，選擇高水速凝材料為巷道返修注漿材料，在理論計算和實驗室測試的基礎上確定注漿參數。具體參數：水灰比1.5∶1；頂幫各布置兩個注漿孔，注漿孔深2.3m，采用42mm風鉆打孔、聚氨酯和棉紗封孔，封孔長度不小于0.3m；注漿壓力1.0～2.0MPa，裂隙開度較大時不超過1.0MPa；注漿量以注漿壓力達到2.0MPa時停止注漿，注漿孔布置如圖6所示。

圖6　錨桿支護參數及注漿孔布置情況(單位：mm)

2)高強度錨桿支護參數。針對3101運輸平巷穿煤柱巷段圍巖變形破壞的具體情況，經數值計算對比分析確定頂板和兩幫均采用直徑22mm、長2.0m螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×1800mm，預緊扭矩不低于220N·m。頂板采用直徑17.8mm、長7.3m的錨索進行補強支護，錨索間排距為1350mm×1800mm，預緊力不低于30.0MPa。錨桿支護斷面見圖6。

4.2修復效果

注漿完畢24h后，采用鉆孔窺視儀對注漿后的圍巖進行觀測，圖7(a)、圖7(b)分別是頂板2.0m和煤幫1.5m深處的觀測情況。可以看出，頂板和兩幫的裂隙中漿液擴散均勻，漿液充填圍巖裂隙的同時將破碎圍巖膠結成一個整體，加固效果明顯。

圖7　頂幫注漿效果窺視

為評價巷道修復效果，采用“十字”布點法在修復巷段布置測站進行監測。修復后30天內，兩幫相對移近量最大為32mm，頂底板相對移近量最大為25mm；3101工作面采動影響期間，兩幫平均變形速度約為15～20mm/d，頂底板平均變形速度約為10～15mm/d。兩幫相對移近量最大為351mm，頂底板相對移近量最大為137mm，巷道維護狀況良好。

5　結　論

1) 殘留煤柱向底板巖層傳遞的集中載荷呈非均勻性分布，煤柱兩側邊緣正下方剪切應力最大，煤柱中心正下方剪切應力為0，垂直應力和水平應力最大。

2) 近距離殘留煤柱底板巷道圍巖發生大變形的本質是非均勻載荷作用下的支護體承載結構破

壞。進行巷道修復的關鍵是重新構建圍巖支護體結構，并使之與深部圍巖變形相協調，實現共同承載。

3) 現場實踐表明，采用破碎圍巖注漿和高強度錨桿支護相結合的修復技術，有效的提高了圍巖整體性和可錨性，使淺部錨固區與深部圍巖相連形成整體承載結構，可以較好的控制圍巖變形，實現該類巷道的有效修復。

[1]侯朝炯.巷道圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2012.

[2]陳炎光，陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，1994.

[3]馬全禮，李洪，白景志.極近距離下位煤層工作面巷道布置及其支護方式[J].煤炭科學技術，2006，34(09)：37-39.

[4]武忠，李日官.極近距離煤層回采巷道布置研究[J].煤礦開采，2002，7(4)：14-15.

[5]張百勝，楊雙鎖，康立勛，等.極近距離煤層回采巷道合理位置確定方法探討[J].巖石力學與工程學報，2008，27(1)：97-101.

[6]張農，侯朝炯，陳慶敏.巷道圍巖注漿加固體性能實驗[J].遼寧工程技術大學學報：自然科學版，1998(1)：15-18.

[7]康紅普，馮志強.煤礦巷道圍巖注漿加固技術的現狀與發展趨勢[J].煤礦開采，2013，18(3)：1-7.

[8]劉洪林，柏建彪，馬述起，等.斷層破碎頂板冒頂巷道修復技術研究[J].煤炭工程，2011(4)：76-78.

Roadway repair technology of broken surrounding rock under residual coal pillar for close distance coal seams

LIU Hong-lin1，2，LV Jin-xing1，MA Qiang3

(1.Institute of Geology and Mines Engineering，Xinjiang University，Urumqi 830047，China； 2.School of Mines Engineering，China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China； 3.Ili Xinkuang Coal Mining Limited Liability Company，Huocheng 835200，China)

Aiming at the problems that underlying surrounding rock of roadway of residual coal pillar was crushed seriously and repaired difficultly，which influenced by the concentrated stress of coal pillar in the process of close distance coal seam mining，basing on the engineering background of a mine in Shanxi province，the stress distribution law of coal pillar floor was analyzed by numerical simulation method and the causes of deformation and failure of surrounding rock were summarized which based on the actual deformation characteristics of roadway.It was found that the concentrated load in the floor of residual coal pillar distributed homogeneously，leading to the destruction of support bearing structure which was the root cause of large deformation of surrounding rock of roadway under coal pillar in close distance coal seams.Therefore，the roadway repair technology composing of grouting reinforced and high strength bolt support for broken surrounding rocks was proposed.The project practice showed that the integrity and anchoring ability of roadway surrounding rocks was improved significantly and the anchorage zones and deep surrounding rocks were connected，so that the deformation of roadway surrounding rock was effectively controlled，and safety production of mine was guaranteed.

residual coal pillar；close distance coal seams；broken surrounding rock；grouting；numerical simulation

2016-07-22

新疆維吾爾自治區自然科學基金項目資助(編號：2013211B08)

劉洪林(1984-)，男，講師，博士研究生，畢業于中國礦業大學，主要從事礦山壓力與巖層控制、保水開采方面的教學和科研工作。E-mail: liuhonglin@xju.edu.cn。

TD353

A

1004-4051(2016)10-0118-06