近距離煤層下組煤回采巷道圍巖破碎機理及加固技術研究

劉學曄，嚴國超，張遠方

(1.太原理工大學礦業工程學院，山西 太原 030024；2.宜賓市敘州區地質環境監測站，四川 宜賓 644600)

由于近距離煤層礦山壓力特殊性，其開采存在較大程度的壓力和風險。在近距離煤層開采過程中，回采巷道頂底板圍巖活動更加劇烈，造成巷道維護困難，巷道圍巖容易破碎變形，穩定性不易控制，給工作面人員構成極大威脅[1-3]。本文以沙坪煤礦為工程背景，分析了上層煤柱支承壓力在其底板的應力分布規律，找到了下組煤回采巷道極易變形和破壞的原因；在此基礎上對下組煤回采巷道加固技術進行研究，提出了在巷道圍巖變形、破碎區域運用注漿加固技術[4-6]。通過注漿，使漿液擴散到巷道圍巖破碎區域的孔隙、裂隙中，達到改善巷道圍巖結構的效果，工程實例驗證表明注漿強化了圍巖變形、破碎區域的整體性，增強了圍巖物理力學特性。注漿加固與錨桿補強支護有效地解決了近距離煤層下組煤回采巷道破碎圍巖控制難題。

1 工程概況

沙坪煤業有限公司位于山西省河曲縣小五村以北，原聚寶溝村東南、郭家墕西南。現主采8號煤層，煤層埋深120 m，傾角平均3°～5°。本區域構造簡單，無大的褶皺及斷裂，8號上煤層厚2.9 m，頂板為炭質泥巖，厚14.3 m，8號煤層距離8號上煤層3.9～7.2 m，平均5.4 m，層間距較小，8號煤層厚2.6 m，頂板(8號上煤層底板)為厚2.9 m的中砂巖和厚2.5 m的泥巖。1808輔運順槽沿8號煤層底板掘進，高3.3 m、寬5 m，位于8號上煤層18204輔運順槽與18204膠運順槽保護煤柱之下，18204工作面已采空。巷道位置關系如圖1所示。在煤柱集中應力、自身采動應力以及上覆巖層支承壓力的影響下，巷道變形破壞嚴重。巷道收斂變形后，在巷道破壞嚴重地段，頂板下沉量接近300 mm，兩幫移近量達到800 mm，嚴重影響了1808工作面的正常生產工作。

圖1 兩煤層剖面示意圖

Fig.1 Diagram of two coal seams profile

2 巷道破壞機理分析

2.1 1808輔運順槽數值模擬分析

以沙坪煤礦8號煤層開采條件為例，根據煤巖層賦存情況建立FLAC3D數值模型，模型的煤巖體力學參數見表1，分析上部煤層煤柱在底板煤層、巖層中的垂直應力分布規律[9]，如圖2和圖3所示。

表1 煤巖體力學參數表

圖2 18204采空區在下組煤垂直應力分布

Fig.2 18204 mined-out area vertical stress distribution in lower group coal

圖3 1808輔運順槽開挖后垂直應力分布

Fig.3 Vertical stress distribution after excavation of auxiliary transport trench 1808

從圖2中可以看出，8號上煤層18204工作面采空后在18204輔運順槽與18204膠運順槽之間保護煤柱上垂直應力集中，且煤柱下方應力以及影響范圍遠大于其他位置。采空區區域的應力相應會分布在采過后前后方煤體上和采過后兩側留設的煤柱上，這些應力集中程度很高，甚至這些圍巖應力會不斷向開采過后底板更深的地方傳播。18204工作面采空后，18204膠運順槽和工作面附近區域的頂板處于懸空狀態，上覆巖層施加的荷載加載到工作面前面和順槽兩邊的煤柱上，造成煤柱靠近采空區側應力迅速增加。對于18204輔運順槽與18204膠運順槽留設的寬度較小的保護煤柱，其本身強度就不夠，承載力相應也會發生瞬間變化，只有通過把相應荷載向煤層底板傳遞，隨著應力在8號上煤層底板中的衰減，能量在底板中被吸收，并傳遞到8號煤層，所以在1808輔運順槽的圍巖區域出現了應力集中區，如圖3所示。隨著本煤層的開采推進，1808輔運順槽也受到自身采動應力影響，在復合疊加壓力的作用下，巷道圍巖破壞范圍增大，巷道圍巖節理裂隙較為發育。

從圖4中可以看出，1808工作面采空后在1808輔運順槽煤幫側出現應力集中，應力峰值大小為7.3 MPa，巷道頂板區域出現應力降低區域。可以看出，隨著本煤層工作面開采，1808輔運順槽圍巖會受到相當大的應力作用，如果不對圍巖進行補強加固，巷道會在較大的圍巖應力下進一步發生破壞。

圖4 1808工作面采空后垂直應力分布

Fig.4 Vertical stress distribution after mined-out in 1808 working face

2.2 1808輔運順槽底鼓破壞機理分析

由于1808輔運順槽底板處于敞開不支護狀態，巷道底板成為了良好的應力和變形的釋放場所，使得巷道支護體系成為薄弱環節，底板為泥巖，強度低，根據分析泥巖的微結構特性[7-8]，可以知道底板巖層中的泥巖顆粒含有一定的孔洞和孔隙。圍巖的軟弱破碎和疊加應力作用，巷道圍巖會發生擠壓流動，作用力緩慢地進入底板并造成破壞后，泥巖顆粒中的一些微小孔洞慢慢貫通、增大，最終發展為宏觀裂隙，使底板的破壞區域變大，巷道圍巖更加難以控制。

由上述分析可知，在復合疊加壓力的影響之下，1808輔運順槽圍巖發生了變形、破碎，當遇到松散、軟弱程度較大的巖層，普通的錨桿支護因為失去了強有力的著力基礎而不能發揮作用，甚至錨固失效錨桿索未能良好地發揮其性能，導致支護失效，底板發生擠壓流動型底鼓，采取合理有效的加固技術才能夠避免巷道出現更大變形災害的發生，保證順槽安全穩定。

3 輔運順槽補強加固對策

3.1 輔運順槽注漿加固機理

針對1808輔運順槽圍巖破碎程度較大、節理發育的情況。由斷裂力學理論可知，當連續介質(如巖體)內有裂隙時，裂隙附近的巖石單元處于二向應力狀態(裂隙面法相應力為零)，在承載過程中會形成嚴重的應力集中。而如果對巷道采取注漿加固后，將注漿材料充滿節理裂隙內，通過注漿材料對裂隙面的黏結作用，達到削弱裂隙端部的應力集中，并且巖石單元將轉變成三向受力狀態，從而可使巖體的破壞機制發生轉變[9-10]。從這一角度來看，對1808輔運順槽破碎嚴重區域進行注漿加固可以起到改善圍巖結構轉換破壞并增加圍巖強度的作用。

通過注漿加固圍巖，使錨桿支護的著力基礎得到強化，錨桿支護作用得到有效發揮，使得錨桿更好地適應圍巖較大變形并提供支護阻力。注漿加固通過漿液的滲透、壓入使重新膠結起來的巖體與錨桿支護連為一體，有效提高圍巖整體的承載能力，這也是與純粹的錨桿或錨網支護相比的優勢所在。

針對1808輔運順槽在疊加作用力下，巷道圍巖節理發育且完整性差的現象，錨桿由于失去了強有力的著力基礎而不能發揮作用，導致錨固失效。可以通過注漿加固配合錨桿補強，保證錨桿支護的可靠性和連續性，改善支護效果，提高圍巖穩定性。

3.2 巷道注漿加固設計

3.2.1 注漿材料

因為在注漿之后需要立即對巷道進行翻修，所以采用快凝、早強型的無機注漿材料，適合時效性要求較高的注漿。根據煤礦實際需要，材料水灰比采用0.7和0.8，詳見表2。

表2 注漿材料性能表

3.2.2 注漿壓力

通過漿液擴散實驗分析了當注漿壓力處于不同情況下，注漿漿液在水灰比w/c分別為0.7、0.8時的擴散規律，見圖5。

圖5 不同注漿壓力漿液擴散深度曲線

Fig.5 Diffusion depth curve of grout under different grouting pressures

由圖5可知，相同水灰比的注漿漿液，隨注漿壓力的增大，漿液的擴散范圍明顯擴大，當注漿壓力增大到一定程度時，壓力對漿液的擴散深度影響不大。當注漿壓力增加至10 MPa時，巷道注漿區域會出現破壞現象。所以在注漿工作進行過程中，要嚴格控制注漿壓力的大小，防止注漿工作對巷道產生更大的破壞，避免注漿起到相反的效果。

3.2.3 注漿孔間排距

在注漿工程中，注漿漿液在工程完成固化以前，漿液需到達斷面所有區域，無死角。根據以往注漿經驗，設計巷道注漿孔間排距應滿足式(1)～(3)。

(1)

R1≤1.414r

(2)

R2≤1.414r

(3)

式中：R1、R2分別為注漿孔間距，m；r為注漿漿液的擴散深度，m。

由選取材料的漿液擴散深度曲線得知漿液的擴散深度r為2.5～5.9 m。經計算R1、R2范圍，R1、R2應小于3.5 m。針對1808輔運巷道注漿，兩幫采用深淺孔層次注漿，為了保證注漿的效果，結合數值模擬巷道破壞范圍，可以確定注漿排距為2.5 m，間距為1.0 m，頂板和底板區域采用淺孔注漿。

注漿管采用Φ28 mm的鋼管，深孔注漿管長度為6 m，淺孔注漿管長度為2 m。對于頂板區域的注漿，壓力可適當降低。由于巷道圍巖較破碎，在巷道進行注漿工作過程中容易發生串孔現象，為了減少串孔現象，要求注漿過程中應遵循“先下后上，由淺入深，隔孔施工”的原則。

通過實驗及注漿經驗，最終確定漿液水灰比為0.8，注漿壓力應保持在1.5～4.5 MPa。

3.3 注漿加固方案

順槽頂板與底板注漿間距為1.0 m，每排布置3個注漿孔，注漿孔排距為2.5 m，注漿管長度為2.0 m，在不大于4.5 MPa的注漿壓力下進行注漿。

順槽幫部淺層區域煤巖破碎嚴重、裂隙發育明顯，宜配合低壓(0～1 MPa)、低流量(5～10 L/min)，避免漿液向鉆孔深處擴散，實現快速堵漏。深層區域裂隙發育程度不明顯，在淺層止漿層形成之后，宜配合中高壓(4～5 MPa)，實現滲透和劈裂注漿，直到注不進液為止。

3.4 注漿加固后聯合錨桿支護設計

翻修巷道之后，對巷道進行錨桿、金屬網補強支護。巷道補打Q500高強螺紋鋼錨桿，頂板選用Φ22 mm×2 400 mm的錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm；幫錨桿選用Φ20 mm×2 200 mm的錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm，鋪設頂板金屬網，網間連接充分。

4 工程實踐效果實測

在對沙坪煤礦近距離煤層下組煤1808輔運順槽注漿聯合錨桿支護后，對1808輔運順槽的變形進行了觀測，并為了進一步觀察注漿后巷道圍巖的完整性，通過松動圈現場測試反映圍巖松動范圍及應力變化，由此來確定加固效果[11-12]。

4.1 巷道變形觀測分析

由圖6可知，在采取加固措施后的初期巷道變形速度相對較快，巷道前10 d的累計變形量頂板達到32 mm左右，巷道兩幫接近85 mm，之后巷道變形速度變緩，30 d后趨于穩定，50 d后巷道變形量穩定，頂板累計變形量在50 mm左右，兩幫累計變形量在140 mm左右，相比加固之前變形量大大減少。

圖6 巷道變形觀測曲線圖

Fig.6 Observation curve of roadway deformation

4.2 巷道圍巖松動圈現場測試結果及分析

從圖7和圖8可以看出，巷道的單收速度最高為464 m/s，最低為427 m/s，波速隨孔深增加無較大變化，并且波速基本相對恒定在458 m/s左右；雙收速度最高為1 750 m/s，最低為1 677 m/s，波速隨孔深增加無較大變化，并且波速基本相對恒定在1 728 m/s左右。 巷道圍巖結構完整，未發生松動破壞。

由巷道變形觀測和圍巖松動圈測試分析得出：通過對1808輔運順槽破壞區域進行注漿加固，漿液擴散到巷道圍巖破碎區域裂隙中，達到了改善巷道圍巖結構的效果，強化了注漿區域圍巖的整體性和物理力學特性，注漿加固聯合錨桿支護良好地解決了沙坪煤礦所遇難題。

圖7 測站頂板聲速圖

Fig.7 Sound velocity map of the roof of surveying station

圖8 測站副幫聲速圖

Fig.8 Sound velocity map of both sides of surveying station

5 結 論

1) 通過數值模擬及理論分析，1808輔運順槽在復合疊加壓力的影響之下，圍巖破碎變形，錨桿支護無法保證順槽安全、穩定。由此提出在巷道圍巖破碎區域進行注漿加固。

2) 結合現場條件和漿液擴散實驗，確定漿液水灰比、注漿壓力和注漿錨桿間排距。

3) 通過后期的巷道變形觀測和圍巖松動圈測試，巷道注漿效果良好，為錨桿聯合支護提供了輔助性作用。

通過對近距離煤層下組煤1808輔運順槽變形、破碎破壞區域注漿加固，達到了改善巷道圍巖結構的效果，注漿加固聯合錨桿支護良好地解決了沙坪煤礦所遇難題，對于其他類似情況的礦井具有一定的參考價值。