斷層破碎區煤巖體失穩機制與協同控制技術研究

呂兆海

(1.神華寧夏煤業集團有限責任公司，寧夏自治區銀川市，750004;2.西安科技大學能源學院，陜西省西安市，710054 )

工作面開采穿越斷層期間易發生漏矸和冒頂片幫等災害，制約礦井安全生產，進行煤巖體穩定性控制研究尤為重要。王兆會、楊敬虎等構建斷層構造區高幫煤壁力學模型，得出煤壁片幫的破壞判據。李志華通過FLAC軟件分析了工作面推進過程中斷層產狀對頂板巖體的影響程度。伍永平等研究了長壁工作面覆巖結構與支架穩定性關系，給出了動力學計算方程和判斷準則。鞠金峰等對大柳塔煤礦7.0 m工作面端面漏冒進行實測，揭示了端面漏冒的機理并提出控制對策。鄭建偉等通過鉆孔探測，得出巷道臨界失穩范圍為2.32 m。注漿加固破碎煤體是防治工作面片幫冒頂的有效手段。杜志龍等采用化學注漿材料加固斷層破碎區域巷道圍巖。韓繼歡等采取雙液水泥-水玻璃調配漿液對涌水區域進行超前注漿。韓玉明等采取超前預注漿加固技術，減小巷道圍巖受開采擾動破壞程度。綜上所述，眾多學者針對斷層區域煤巖體穩定性控制提出并采用了相關措施，考慮到斷層區域煤巖體失穩致災類型較多及其內在機理的復雜性，有必要開展煤巖體多種控制措施的控制機理研究并將其整合分類，實現斷層區域煤巖體穩定性控制措施的針對性制定與實施。

1 工作面開采現狀

西部礦區煤層賦存環境復雜，工作面推進頻頻穿越斷層，尤其是開采擾動下斷層區域復雜煤巖體失穩與卸荷易誘發工作面煤巖體大范圍冒落，嚴重制約現場安全開采。寧東礦區清水營煤礦主采2#煤層，工作面開采條件復雜，受斷層、裂隙、節理等因素影響，煤巖體力學性質與強度劣化；在強載荷作用下，開采區域出現煤巖體結構強度畸變、斷層活化失穩、大尺度片幫冒頂，甚至造成工作面潰水潰沙。同時工作面煤層屬 Ⅰ 類易自燃煤層(發火期42 d)，由于煤體松散度高、遺煤量大，容易形成良好的蓄氧(熱)條件，加之過斷層期間工作面推進緩慢，進而造成煤層自然發火、有害氣體超限等問題。斷層開采擾動區煤巖體結構失穩災變情況如圖1所示。

圖1 斷層開采擾動區煤巖體結構失穩災變

工作面與斷層全面接觸的過程，是斷層活化的高發階段，采動壓力與頂板殘余靜壓相互疊加，使得頂板壓力急劇增大，導致采場內錨桿失效、片幫冒落、倒架等災害。斷層影響范圍風巷揭露51 m、機巷揭露18 m，落差為1.8～4.9 m，斷層面沿走向機巷超前風巷27.7 m。工作面過斷層區域開采空間方位如圖2所示。

圖2 清水營煤礦開采擾動區概況

2 煤巖體失穩災變概率分析

根據地質勘探資料，2#煤層頂底板巖層結構多為互層狀，強度低、堅固性差，屬軟弱類巖層；巖性以砂巖及粉砂巖為主，易風化，抗水浸能力極差。工作面開采范圍內斷層分布廣泛，煤巖體內部裂隙數量多、密度大，錯綜交織，致使煤巖體力學強度降低，加劇了斷層區域工作面及巷道巖層穩定性弱化。斷層開采擾動區圍巖強度低、裂隙發育度高，在高集中應力作用下，發生冒頂、片幫、煤巖體失穩等動力災害的幾率與嚴重程度劇增。斷層附近煤巖體原本處于極限平衡狀態，受采動影響煤巖體內應力發生畸變的可能性加大。一是當工作面推進至斷層區時，原本處于完整狀態的煤巖轉變為相對破碎的散體結構，加上斷層區附近應力重新分布，極易在局部形成高應力集中區，從而引起工作面頂板發生大范圍垮落運動；二是斷層在開采擾動作用下發生滑動，致使斷層整體失穩從而發生斷層沖擊礦壓。

3 斷層區覆巖結構失穩機制分析

3.1 鄰近斷層“支架—圍巖”結構

開采擾動下工作面覆巖破壞經歷沿層理弱面離層、彎曲下沉、逐層折斷3個階段，原巖應力及巖體轉動所形成的水平擠壓力是破斷頂板結構成拱的必要條件。咬合點位置水平擠壓力所形成的摩擦力阻礙巖塊的滑落，當水平擠壓力所形成的摩擦力等于剪切力時，拱結構處于極限平衡狀態，拱式平衡結構及受力分析如圖3所示。

圖3 拱結構力學模型

以Fs與T作用點為原點建立坐標系，Fs作用

在原點位置，力矩為0，在水平推力T的作用下，破斷頂板在水平方向保持相對靜止，文中僅考慮破斷頂板的下沉。在垂直方向上由平衡條件可得：

(1)

式中：P——支架工作阻力，kN；

T——基本頂破斷巖塊鉸接點水平推力，kN；

Fs——基本頂破斷巖塊鉸接點摩擦力，kN；

S——煤壁支撐應力，kN；

q1——基本頂上部巖層載荷，kN；

q2——冒落矸石支承載荷，kN；

l0——基本頂破斷巖塊長度，m；

l1——冒落矸石對巖塊的有效作用長度，m；

l2——支架有效作用載荷到破斷點的距離，m；

l3——煤壁支承應力到破斷點的距離，m；

h——基本頂厚度，m；

γ——基本頂容重，kN/m3；

Pn——斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力，kN；

Pτ——斷層對基本頂破斷巖塊切向約束力，Pτ=Pntanφ，kN；

φ——摩擦角，(°);

θ——巖層斷裂角，(°)。

則斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力Pn可表示為：

(2)

3.2 斷層擠壓結構失穩

斷層擠壓冒頂力學模型見圖4。

由圖4力學模型可得：

式中：φ——內摩擦角，(°)；

σz——法向應力，MPa；

h0——斷層沿走向單元寬度，m；

τ——巖石抗剪強度，MPa；

c0——內聚力，MPa。

將式(4)帶入式(3)可得：

(5)

同時，根據摩爾-庫倫準則可得：

(6)

對式(6)求微分可得：

(7)

圖4 斷層擠壓冒頂力學模型

將式(5)帶入式(7)可得：

(8)

對式(8)積分可得：

(9)

式中：C——積分常數。

根據圖4所示斷層擠壓冒頂力學模型可得其對應的邊界條件為：

σx|x=0=0

(10)

則根據邊界條件和σx和σz之間的關系，積分常數C可表示為：

(11)

將式(11)帶入式(9)可得z方向的法向應力σz可表示為：

(12)

則臨界狀態下斷層所能承受的極限載荷Pc：

(13)

式中：β——斷裂面與垂直面所成夾角，(°)。

將式(12)帶入式(13)并積分，可得極限載荷Pc：

(14)

斷層擠壓冒頂的判斷條件可表示為：

Pn>Pc。斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力Pn大于臨界狀態下斷層所能承受的極限載荷Pc，頂板巖層處于拉應力區，在該區域微裂隙作用加之開采擾動，頂板巖層易發生滑落失穩，需加強該區域防范控制。

4 煤巖體協同控制方法

斷層開采擾動區的煤巖體災變過程是以一定的物質、能量、信息等載體形式反饋，體現了由量變到質變的演化過程，具有“鏈式效應”。斷層區域煤巖體災變趨勢不可逆，但災變過程可控。針對斷層區開采擾動下復雜煤巖體災變特點，首先必須認識復雜煤巖體災害鏈形成內因、表現形態、演變特征，然后建立斷鏈減災模式，確立斷鏈方式和途徑，采取有效、可行的減災方案。

4.1 斷鏈減災控災方法

根據災變階段的發育特性、構成破壞力的程度，在災害鏈的孕育階段(形成內因)實施斷鏈減災最為有效。根據斷鏈防災控災思路，提出以煤巖內部控制為主、外部控制為輔的總體控制方法。煤巖內部控制在于提高開采擾動區域內煤巖體承載能力，外部控制在于施加強約束限制開采擾動區域內煤巖體變形。內外控制方法的功能性體現為：

σ=σ內+σ外+Δσ

(15)

式中：σ——正常開采時的應力值，MPa；

σ內——采取內部控制方法后的應力升高值，MPa；

σ外——采取外部控制方法后的應力升高值，MPa；

Δσ——應力偏差值，MPa。

在工作面正常開采時，內外控制方法的效應概化情況如圖5所示。煤巖體應力曲線a小幅波動，當遇到斷層時，應力曲線如b所示，應力值出現明顯的大幅下降，最低點值為σ斷，通過內部控制提高σ內值，內部控制實施后煤巖體內部的應力曲線如c所示；通過外部控制提高σ外值，外部控制實施后的應力曲線如d所示，通過內外部控制方法，斷層區域的應力曲線經過b→c→d三個階段，不斷提高斷層開采擾動區煤巖體的強度，使斷層區域煤巖體內部應力逐漸接近正常開采時的σ值，從而保障開采期間煤巖體內部應力的均勻分布，規避斷層區域應力突降引發的煤巖體垮落失穩等災害。

煤巖體內外控制方法實施后應力無法完全恢復到原有應力σ的水平狀態，也就是說σ內+σ外與σ存在一定的偏差，偏差值用Δσ表示。內外控制方法功能實現基本判據是：σ內+σ外≥σc。內外控制方法實施后只需保障該區域開采期間的穩定即可，即σ內+σ外能夠滿足保障該區域煤巖體穩定所允許的最小應力(正常區域煤巖體的粘聚力σc)。

圖5 內外控制方法的效應概化

4.2 煤巖體內部耦合調控

煤巖體內部控制方法采取錨桿+注漿共同提高煤巖體承載能力。在錨桿和漿液的協同控制下，錨注加固圈內的圍巖結構形成了一個彈性環狀承載結構。錨桿施工適用于頂板及煤壁失穩煤巖體，可用金屬錨桿將易冒落巖體懸吊在深部穩定的巖層上，控制頂板的下沉和離層；當工作面或巷道煤壁片幫嚴重，可在煤幫側打設錨桿，提高錨固體整體強度，減少圍巖破碎區、塑性區的進一步發展。注漿可快速充填圍巖裂隙、固結松散體，能夠改善斷層開采擾動區煤巖體力學性能，提高煤巖體結構承載能力。

4.2.1 注漿控制

以煤巖內部控制為主導，其中內部控制又以注漿加固為決定性手段。采用鉆機設備施工鉆孔，孔徑為?42 mm，孔深3.2 m(滲透半徑)，鉆孔作業結束后，沿鉆孔布置6#注漿管，用注漿材料充填加固工作面頂板及煤幫松散煤巖體。

4.2.2 施工錨桿+錨索控制

錨桿(索)能夠很好地加固圍巖，提供給斷層區破碎煤巖體一定的內部“約束”，錨桿可有效控制淺部松散煤巖的離層和擴散，錨索將破碎煤巖體與深部穩定巖層結構固定為一個承載整體。針對工作面開采擾動區范圍，采用屈服強度≥400 MPa的高強度螺紋鋼錨桿，強化煤巖弱結構面，形成有效的內承載結構；采用桁架錨索進行補強支護，通過大直徑、大長度錨索錨固在深層穩定圍巖中，對外承載結構施加較大徑向支承力，進而保障外承載結構穩定堅固。

工作面開采擾動區的錨桿、錨索施工如圖6所示。支架頂梁上的錨索、錨桿間排距為1.7 m×3 m，間隔布置；支架頂板位置超前施工?20 mm×2500 mm螺紋鋼錨桿，間排距為0.8 m×0.8 m，錨桿錨固力≥50 kN、預緊力距≥150 N·m；同時施工?15.24 mm×7300 mm鋼絞線錨索，間排距為1.7 m×3 m，錨索破斷力≥260 kN。煤幫施工?18 mm×2100 mm圓鋼錨桿，間排距為0.8 m×0.8 m，錨桿錨固力≥50 kN、預緊力距≥120 N·m。

圖6 煤巖結構內部錨桿+錨索強約束示意圖

4.3 煤巖體外部限變與約束控制

工作面回采過程中，前方煤壁位于壓力升高區，容易造成片幫，進而誘發頂板下挫式破壞，產生作用于下覆空間的下滑力，在不采取治理措施的情況下將演化為局部(大范圍)冒頂；高應力作用下巷幫支承強度弱化，必須施加強約束遏制斷層擾動區域內煤巖變形的趨勢。煤巖體外部控制策略采取架棚、鉸頂、采煤裝備的升級等提高結構的整體性，同時進行采煤工藝相關參數的調整，實現斷層區域煤巖體的內外兼治。

4.3.1 頂板冒落控制

針對過斷層期間工作面兩巷頂板維護，施工單體支柱時必須嚴格按照“先支后回”的原則，嚴禁提前卸除單體支柱。斷層區破碎巷道頂板冒空區架棚、絞頂作業如圖7所示，待頂板冒空區絞頂作業完成后，由巷道外側向里側方向施工25#U鋼支架結構，棚梁間距控制在0.6 m，棚梁之間的鏈接桿必須安裝齊全，并在棚梁、棚腿和肩窩處分別施工錨桿固定(每架4處)；棚梁上方空間用背板和木楔填充，背板間距控制在0.6 m。針對應力集中區域額外施工單體支柱，間排距為0.6 m×1.2 m，支柱初撐力≥6 MPa。

圖7 斷層頂板冒空區架棚、絞頂加固示意圖

4.3.2 工作面片幫與架前冒落控制

工作面架前煤巖體穩定性控制極為重要，現場實測顯示，在工作面頂板條件較差時，60%的頂板冒落災變發生在支架頂梁端面區段內，40%的災變發生在移架過程中。當遇到煤壁出現嚴重片幫、頂板大面積懸露時，必須采取措施提前將支架推移到位，進行頂板控制；若遇頂板破碎時，進行帶壓推移支架作業，確保支架頂梁接頂嚴密；當遇到大縱深片幫冒頂時，采取穿板梁(鋼梁)、絞頂等預控措施。

4.3.3 單體支柱與護幫板約束

支架設計選型時，支架側護板應加寬，頂梁、掩護梁裝配可伸縮側護機構。增大護幫千斤頂護幫力，利用支架伸縮前探梁及護幫裝置，控制煤壁大面積片幫失穩。支架伸縮梁行程與采煤機截割深度協調同步動作，采煤機割煤后及時伸出護幫機構，實現煤幫與頂板的協同控制。工作面設備停止運轉后，在刮板輸送機機頭、機尾空頂區域施工單體支柱進行外部控制約束，待下個班組作業人員就位，再解除外部約束。

4.3.4 支架載荷調控

液壓支架選型優先考慮支架的結構及荷載，滿足復雜地質條件下的適用性和荷載富余系數。工作面過斷層期間，提高液壓支架的工作阻力以減少工作面支架端面的應力集中，最大工作阻力不僅要能夠平衡直接頂的自重，同時能滿足較為強烈的頂板來壓時的變形壓力；加強工作面支架檢修，保證乳化液泵站供液壓力達到32～35 MPa，保證支架足夠的初撐力。

4.3.5 開采高度限制調控

由煤壁片幫機理分析，工作面采高增加，煤壁片幫失穩概率隨之增大。針對斷層開采區頂板破碎，將工作面采高由4.2 m調整為3.2 m，過斷層期間嚴格控制割煤高度、采煤機速度及縱向截割深度，以減少開采擾動影響。嚴格執行帶壓移動支架、超前推移支架的措施，減少支架立柱收縮行程。

5 內外部協同控災效果評估

為反映煤巖體內外部協同控制效果，采用圍巖松動范圍測試和可視化圍巖損傷鉆孔窺視系統，對實施效果進行評價。

5.1 煤巖體松動范圍測試分析及評估

聲波在不同介質中傳播時速度存在差異性。未采取控制措施前，煤巖體松散破碎，裂隙分布廣泛，聲波的傳播速度較慢。采取煤巖體內部控制方案后，煤巖體應力得到提高，裂隙減少，聲波的傳播速度較快。根據孔深—波速(l-vp)曲線得出松動圈范圍，如圖8所示。

由圖中可看出，內外部控制方案實施后圍巖松動、松弛范圍在不同部位變化相對較小，這說明煤巖體較完整，在0～1.2 m范圍內出現了較明顯的波速降低，調出1.2 m、1.5 m 處的聲時圖，波形整體平滑連續，沒有較大起伏波動，松動范圍可確定在1.2 m以下。

5.2 煤巖體內部變形觀測及評估

在工作面風巷煤幫施工?42 mm鉆孔，孔深2.8 m，采用鉆孔窺視儀觀測煤巖體裂隙分布情況，如圖 9所示。由圖9可以看出，孔深0.7～1.1 m范圍出現2處微小裂隙，孔深1.5～2.8 m范圍結構較為完整。未采取措施前，斷層開采擾動區煤巖體破碎、裂隙孔隙發育，煤巖體抵抗圍巖深部變形的能力顯著降低；在內外部控制方案實施后，圍巖環境達到改善，煤巖體破壞變形趨勢得到控制，鉆孔窺視反饋結果與圍巖松動圈測試結果相一致。

圖9 不同深度煤巖裂隙分布情況

6 結論

(1)通過斷層區域煤巖體災變源與特征分析，揭示斷層區域煤巖體失穩機制，提出了“內部耦合+外部約束”協同控制方法。

(2)煤巖體內部耦合控制包括施工錨桿、錨索與注漿控制結構，提高支護結構與煤巖體相互作用和適應能力。煤巖體外部限變與約束控制包括巷道冒落控制、工作面片幫與架前冒落控制、單體支柱與護幫板支護、支架載荷和開采高度調控等。

(3)實踐表明，斷層區煤巖體內外部控制方案在提高煤巖體自身強度的基礎上加強了煤巖體抵抗變形的外部約束，減少了煤巖體災變概率，實現了斷層區冒落煤層的壓縮與支撐協同、煤巖體下沉變形、破壞、失穩致災過程受限與過程可控，從源頭上實現了斷鏈減災與安全開采。

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