深井厚煤層堅硬頂板強動壓巷道圍巖控制技術研究與應用

范明建，林 健,趙忠證，張 鎮，孟憲志

(1.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京 100013；2.煤炭科學研究總院開采設計研究分院，北京 100013；3.中煤西北能源有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

呼吉爾特礦區位于內蒙古鄂爾多斯市東勝煤田的西南部，母杜柴登煤礦是該區域新建的特大型礦井，設計生產能力10.0 Mt/a，服務年限58 a。礦井主采3-1煤層、4-1煤層，首采3-1煤層開采深度超過600 m，屬于東勝煤田深部開采礦井。受煤炭行業形勢與區域資源開發政策的影響，礦井建設完成后未能按時投產，造成工作面回采巷道服務年限超長，如需要服務兩個工作面的30201輔運巷(兼作30202工作面回風巷)服務年限將達8 a之久，遠遠超過設計服務年限。多數“錨網索”支護的回采巷道出現支護材料嚴重銹蝕，巷道支護強度大幅降低，為回采工作面巷道維護與礦井安全高效生產帶來困難。本文針對母杜柴登煤礦30201工作面厚煤層開采堅硬頂板煤巖體賦存環境，根據回采巷道初始支護參數與回采動壓作用下的巷道變形破壞狀況，提出了巷道“外部堅硬巖層切頂卸壓+內部圍巖強化支護”的綜合圍巖控制技術，實現了對強采動應力作用下回采工作面尾巷圍巖的有效控制，滿足了回采巷道服務兩個工作面的需要。

1 工程概況

母杜柴登煤礦30201工作面開采3-1煤層，煤層厚度為4.9～5.6 m，平均為5.35 m，開采深度為630～645 m，屬東勝煤田深部礦井厚煤層開采。工作面走向長度為3 417 m，傾向寬度為241 m，順槽“四巷”布置(圖1)，其中，30201輔運巷服務兩個工作面，30201工作面回采后兼作鄰近30202工作面的回風巷。30201工作面主運巷與輔運巷間凈煤柱寬度19.5 m，雙巷掘進，每隔90～100 m設置一組聯巷用于材料運輸和行人。

礦井首采區綜合柱狀圖(圖2)顯示，3-1煤層結構簡單，一般不含夾矸；煤層頂底板巖層多以泥質膠結的粉砂巖、中細粒砂巖為主，巖體結構完整致密，鉆孔取芯率大于85%，最高達到96%。

圖1 工作面巷道平面布置圖Fig.1 Layout of working face roadway

圖2 首采區3-1煤層頂底板巖層柱狀圖Fig.2 Strata histogram of No.3-1 coal seam in 1st mining area

2 首采區圍巖應力環境與參數原位測定

2.1 原巖應力場測試

采用小孔徑單孔多參數水壓致裂地質力學測試系統，對礦井首采區3-1煤層巷道圍巖應力環境進行測量。結果顯示，礦井3-1煤層巷道圍巖最大水平主應力為13.92 MPa，最小水平主應力為7.73 MPa，垂直主應力為15.71 MPa，屬中等偏高應力區域。礦井應力場類型為σV型，垂直應力在區域內占主要優勢，最大水平主應力方向為N57.3°E。研究表明，原巖應力場中水平主應力對巷道頂底板影響明顯，垂直應力對巷道兩幫影響明顯[1-2]。

2.2 鉆孔強度測試

采用鉆孔觸探法對圍巖強度進行測定，頂板鉆孔中3-1煤層平均抗壓強度為27.99 MPa，粉砂巖平均強度為61.34 MPa，中粒砂巖平均抗壓強度達到83.30 MPa，頂板巖層強度較高。幫部煤體強度波動較大，抗壓強度為6.2～32.3 MPa，平均為25.91 MPa，鉆孔2.2 m以淺強度偏低且曲線波動大，與淺部煤體松動有關，深部煤體強度相對穩定。巷道圍巖體強度測試曲線如圖3所示[1-2]。

圖3 巷道圍巖強度原位測試曲線Fig.3 Strength curves for rock surroundings in roadway

2.3 圍巖結構觀測

鉆孔圍巖結構觀測(圖4)顯示，3-1煤層頂板巖層整體結構完整，巖石致密，除鉆孔13～13.5 m段、15～15.5 m段含有原生橫向裂隙外，深部巖層沒有明顯離層和破碎帶[1-2]。

圖4 頂板鉆孔0～16 m圍巖結構Fig.4 Rock mass structure in roof hole with depth 0-16 m

3 巷道初始支護效果與回采動壓影響狀況

3.1 初始支護參數與支護效果

30201輔運巷設計斷面為矩形，寬度為5.5 m，高度為4.1 m，采用“錨網索”聯合支護。頂板及煤柱幫選用直徑為22 mm、長度為2 400 mm、屈服強度為335 MPa的螺紋鋼錨桿；工作面側幫選用直徑為20 mm、長度為2 000 mm的玻璃鋼錨桿支護，錨桿間距為0.8 m，排距為1.0 m。頂板錨索直徑為18.9 mm，長度為6.3 m，呈“2-1-2-1”三花布置。頂板采用“鋼筋托梁+鋼筋網”護頂，煤柱幫與工作面幫分別選用10#鐵絲網和塑料網進行護幫。掘進期間，幫部煤體片落嚴重，片幫深度為300～500 mm，煤柱側幫聯巷交叉點附近煤體片落最為顯著。玻璃鋼錨桿支護側幫出現托板破裂、螺母崩斷現象，部分塑料網撕裂。巷道幫部煤體裂隙發育、空幫時間長、原支護系統中缺少必要的護表構件，是造成幫部煤體控制效果差的主要原因。

針對原支護存在的問題，結合現有煤巷錨桿支護理論與技術研究成果[3-6]，提出強動壓影響回采巷道支護參數優化設計原則：①提高煤柱幫支護強度，增加承載能力強、護表面積大的組合構件，實現錨桿支護應力在圍巖中的有效擴散；②調整掘進工藝，對圍巖及時主動支護，減小空幫時間和空幫距離；③對于需要服務兩個工作面的強動壓回采巷道，采用螺紋鋼錨桿代替抗剪強度低的玻璃鋼錨桿；④減少雙巷掘進聯巷數量，增大聯巷間距并對聯巷交叉點加強支護；⑤充分考慮超長服務年限巷道因材料銹蝕而造成的支護強度降低問題，必要時對巷道表面采取噴漿封閉措施。

3.2 原支護巷道回采動壓影響狀況

回采期間，隨著采空區域的不斷擴大，采空區上方巖層垂直應力向采場周圍實體煤轉移，在采空區四周形成一定范圍的支承壓力區。工作面推進一定距離后，隨著采空區上覆頂板巖層的彎曲下沉、斷裂垮落和壓實承載，采場表現為有規律的周期性來壓。井下測得30201工作面初次來壓步距為48.8 m，周期來壓步距為26～30 m。在側向支承壓力的作用下，煤柱內部形成一定范圍的應力增高區，加大了30201輔運巷的圍巖控制難度(圖5)。回采期間煤柱應力監測結果表明(圖6)，隨著工作面的推進，超前工作面60 m范圍，煤柱應力出現明顯增加；工作面推過后，滯后工作面5～15 m，煤柱內部應力達到峰值(應力增加值最大25 MPa)，隨后煤柱應力出現急劇下降；井下測得30201輔運巷(尾巷)在工作面后方200 m范圍內仍處于持續變形狀態，主要表現為強烈底鼓和煤柱側幫煤體破碎、垮落。

圖5 回采工作面應力分布示意圖Fig.5 Stress distribution around the longwall face

圖6 煤柱應力監測曲線Fig.6 Monitoring curves for coal pillar stress during mining

4 強動壓巷道卸壓與加強支護效果評價

工作面回采造成的巷道圍巖內部應力劇烈變化，是造成30201輔運巷圍巖控制難度加大的根本原因。提高強動壓巷道圍巖控制效果的途徑有：①采取有效的頂板切頂卸壓技術，改變應力傳遞路徑，將采動應力峰值轉移到承載能力強的深部巖體；②優化煤柱寬度，將巷道布置在應力降低區范圍內；③巷道支護強度與采動應力相匹配，重視支護系統的主動支護能力和抗動壓擾動能力。

4.1 定向水力預裂卸壓技術

現有卸壓技術主要有切縫卸壓(底板卸壓槽)、鉆孔卸壓、爆破松動卸壓和水力切頂卸壓等方式。近年來，頂板定向水力預裂卸壓技術得到推廣應用，對因堅硬頂板懸頂面積大、采后垮落不及時而造成的強動壓影響巷道起到了顯著的卸壓效果。定向水力預裂卸壓技術，通過鉆孔切縫和注高壓水實現對煤層堅硬頂板的定向預裂，在超前工作面頂板巖層中形成一定數量的裂紋，使采空區頂板能夠分層分次垮落，縮短來壓步距，達到緩解回采動壓影響劇烈程度的目的。礦井30201工作面頂板為結構完整致密的粉砂巖和中細粒砂巖，適合采用頂板定向水力預裂卸壓技術。井下試驗顯示，頂板鉆孔深部壓裂段水壓集中在30～40 MPa之間，淺部水壓為20～30 MPa。單一鉆孔不同壓裂段壓水過程中，鄰近監測孔均經歷了“不出水-間斷滴水-滿孔流水”的過程，表明通過頂板鉆孔的多孔段水力壓裂，實現了頂板巖層的裂隙張開與相鄰鉆孔的裂隙聯通，弱化了頂板堅硬巖層的完整性。滯后工作面300 m范圍內，30201輔運巷圍巖變形量得到有效控制，底鼓量250～300 mm，除局部底板地坪開裂外，未出現明顯破壞[7-8]。

4.2 巷道加強支護方案

如3.1部分所述，30201輔運巷初始支護強度偏低且缺少合理的支護構件，巷道服務年限超期(從巷道掘進至本工作面回采歷時60個月)，各種金屬支護材料出現嚴重銹蝕，工作面回采動壓作用下出現錨桿崩斷、錨索退錨、破斷和部分鋼筋網拉斷的現象，巷道圍巖在采動應力的作用下出現嚴重變形破壞。考慮到30201輔運巷還將服務鄰近工作面，為保證服務期間巷道安全，對巷道采取“‘錨網索’補強支護與頂板淋水段注漿堵水”相結合的圍巖加固措施。煤柱側幫補打直徑Φ21.8 mm、長度4.3 m、結構1×19股的煤礦專用錨索，每排2～3根，排距2 m，錨索鎖定預緊力不低于250 kN；工作面側幫(30202工作面)重新打設直徑Φ22 mm，長度2.4 m、屈服強度不低于335 MPa的螺紋鋼錨桿，錨桿預緊力不低于50 kN；選擇長度450 mm、寬度280 mm、厚度4 mm的W鋼護板作為護幫構件，實現錨桿對幫部圍巖的主動支護。巷道頂板選用直徑Φ21.8 mm、長度8.3 m的高強度注漿錨索進行加強支護，錨索樹脂錨固并施加預緊力后，通過預置注漿管注入化學漿，實現了采動應力作用下破碎圍巖的注漿加固和淋水區域的注漿堵水[9-11]。

圖7 巷道支護關鍵參數Fig.7 Key parameters for roadway support

圖8 回采期間巷道表面位移監測曲線Fig.8 Monitoring curves for roadway surface displacement during mining

4.3 圍巖控制效果評價

通過采取“超前工作面頂板水力預裂切頂卸壓技術與巷道內部圍巖加強支護相結合”的綜合技術措施，有效控制了強采動作用下30201輔運巷的變形破壞程度。回采礦壓監測結果顯示(圖8)，隨著工作面的推進，巷道兩幫最先出現明顯移近，隨后出現底鼓和頂板下沉。巷道整體變形主要集中在超前工作面20 m～滯后工作面120 m之間，滯后工作面160 m以遠區域圍巖趨于穩定，較未采取“超前切頂卸壓與加強支護”綜合措施時的影響范圍大幅減小。巷道底鼓滯后工作面160 m后趨于穩定，超前工作面60 m～滯后工作面300 m監測范圍內累計底鼓量445 mm，是巷道高度的10.85%，底板變形表現為均勻移動，不需起底便可滿足輔助運輸需要。“超前切頂卸壓與加強支護”綜合措施有效降低了回采動壓作用下的巷道圍巖變形劇烈程度，大幅提高了圍巖的安全穩定性，為30201輔運巷繼續服務鄰近工作面回采奠定了基礎。

5 結 論

1) 母杜柴登煤礦開采深度大于600 m，首采3-1煤層平均厚度5.35 m，應力場類型為σV型，屬于呼吉爾特礦區深部中高原巖應力場厚煤層開采。煤層頂板巖層圍巖強度高、結構完整致密，造成回采巷道普遍具有“掘進圍巖變形量小穩定速度快、回采頂板垮落不及時、采動應力影響劇烈且持續時間長、工作面尾巷維護難度大的特點。

2) 礦井回采巷道初始支護形式與參數選取應充分考慮服務期間的強采動應力影響，注重錨桿支護系統的主動支護能力和抗動壓擾動能力，提高煤柱側幫支護強度和動壓承載能力，保證回采期間煤柱圍巖的整體穩定。

3) 在對巷道圍巖強力錨網索加強支護的基礎上，通過采用水力切頂卸壓技術對回采工作面堅硬頂板進行超前預裂，有效緩解了厚煤層開采工作面尾巷礦壓顯現劇烈程度，實現了深井高應力作用下厚煤層堅硬頂板留巷圍巖的有效控制，在保證了礦井安全高效生產的同時降低了二次復用巷道的綜合維護成本，技術經濟效益顯著。