新型復合結構墩柱支護關鍵技術研究與應用

顏丙雙

(天地科技股份有限公司，北京 100013)

導致工作面產生空巷的原因較多，常見的有生產接續計劃變更、資源開采產權變更、不同開采方法等，空巷的存在嚴重影響工作面的快速推進，是當前煤礦安全高效回采的主要威脅之一。當工作面逐漸回采至空巷時，在超前采動支撐壓力的影響下，剩余煤柱逐漸進行塑性屈服狀態，基本頂發生斷裂，老頂巖塊回轉失穩，導致工作面內壓力急劇增大，壓縮支架行程，嚴重者出現頂板切落事故，造成工作面壓架。

目前，工作面過空巷的主要技術方法有以下幾種：①密集支柱或木垛支護；②錨桿(索)配合單體液壓支柱支護；③錨桿(索)配合木垛支護；④垛式支架支護；⑤空巷充填支護；⑥注漿加固。為保證工作面安全快速通過空巷，我國學者進行了大量研究工作，已取得了諸多成果。錢鳴高等[1]在“砌體梁”全結構力學分析的基礎上，將頂板關鍵塊體簡化為三鉸拱式結構，并給出了工作面頂板的壓力計算公式；康紅普[2]針對不同時期采用的錨桿類型和應用條件進行了分析，總結了煤礦錨桿支護的研究成果；王寧等[3]針對極近距離煤層過穿層空巷條件，通過采取分段補強支護、控制采高等手段，順利通過了穿層空巷；徐青云等[4]通過建立空巷基本頂力學模型，揭示了頂板穩定性機理，并對木垛支護、錨桿索支護和高水材料充填支護3種方式進行了工業試驗對比；查文華等[5]針對厚煤層堅硬頂板條件，計算了基本頂斷裂位置與頂板載荷關系及其對巷道圍巖變形影響；周海豐[6]通過加強巷內支護，采取工作面等壓、預測周期來壓規律等方法，進行了大采高工作面空巷支護技術研究，并成功進行了工業試驗。

目前，針對綜放工作面平行大斷面空巷支護方面的研究較少，因此，本文以綜放工作面為背景，通過建立空巷頂板斷裂力學模型，對頂板失穩機理進行分析，提出一種新型復合結構墩柱快速支護方法，并成功應用于錦泰能源長灘煤礦，為綜放工作面安全快速通過平行大斷面空巷提供參考。

1 工作面頂板失穩機理

工作面正常推進過程中，老頂呈現周期性斷裂，形成鉸接巖梁結構，自工作面向采空區方向，把對工作面產生直接影響的老頂斷裂巖塊分為A、B、C三塊，其中巖塊A位于實體煤上方，對工作面壓力變化影響極小；巖塊B位于實體煤和采空區垮落矸石之間，是工作面壓力顯現的主要原因；巖塊C位于采空區已垮落矸石上方[6]，如圖1所示。 當工作面前方存在空巷時，巖塊B的斷裂位置、長度、觸矸狀態直接決定了空巷、煤柱和工作面內的壓力顯現情況。

圖1 綜放工作面平行空巷頂板破斷特征Fig.1 Characteristics of roof fracture in comprehensive caving working face

根據巖塊B斷裂線的位置，可以分為斷裂線位于貫通煤柱上方、斷裂線位于空巷上方和斷裂線位于實體煤上方3種情況。當斷裂線位于貫通煤柱上方時，為理想斷裂狀態，此時頂板壓力得到釋放，相對于空巷而言，煤柱外側形成短懸臂結構，空巷內壓力相對較小；當斷裂線位于空巷上方時，頂板巖塊的回轉會導致空巷內墩柱壓力的不斷增大，并且隨著工作面的逐步推進，墩柱易出現撓曲變形，不利于整體支撐力的發揮，應采取工作面等壓或超前預裂措施盡量避免此種情況出現；當斷裂線位于實體煤上方時，頂板載荷主要由實體煤、墩柱、貫通煤柱、工作面支架和采空區冒落矸石支撐，隨著工作面的逐步推進，殘余煤柱寬度越來越小，逐漸失去彈性核區，進入塑性屈服狀態而失去承載能力，此時為最危險的工況條件，空巷內墩柱承受壓力最大，工作面與空巷圍巖控制難度增大。

當煤柱完全進入塑性屈服狀態時，將完全失去承載能力，即q3=0。此時，若工作面支架支撐能力不足或頂板載荷超過支架工作阻力，頂板將出現大量下沉或切頂，造成壓架事故，使得工作面難以順利通過空巷。因此，空巷內采取外部支護措施尤為必要。空巷內采用新型高強墩柱進行外部支護，可在煤柱塑性破壞后分擔工作面支架承擔的頂板載荷，緩解工作面壓力顯現劇烈，避免壓架問題。空巷內增加墩柱支護后，與原始錨桿索支護構件共同提供空巷內的均布載荷支撐力qz，根據載荷適應性可知，墩柱支撐強度qz需滿足式(1)和式(2)。

n[qz]+qML2+F1+F3+F4+F5-

(L1+L2+L3+L5)Mzγz-L0MEγE=0

(1)

(2)

式中：n為單位長度內截面積內墩柱數量，根；[qz]為墩柱支撐強度，kN；qM為空巷頂板原始支護，kN；F1為實體煤對頂板作用力，kN；F3為煤柱對頂板作用力，kN；F4為采空區矸石對巖塊B的支撐力，kN；F5為工作面支架對頂板作用力，kN；Fz為單位支架寬度空巷頂板臨界載荷，kN；[Fz]為工作面支架工作阻力，kN；Mz為直接頂厚度，m；γz為直接頂巖層容重，kN/m3；ME為堅硬基本頂厚度，m；γE為堅硬基本頂巖層容重，kN/m3；Q為單個支架上方頂板載荷，kN；R1為直接頂對巖塊B的支撐力，kN；L0為堅硬頂板巖梁長度，m；L1為應力極限平衡區寬度，m；L2為空巷寬度，m；L3為殘余煤柱寬度，m；L4為觸矸長度，m；L5為支架頂梁尾端至煤壁距離，m。

空巷前方煤體支承力qs和應力極限平衡區寬度L1計算公式分別為式(3)和式(4)。

(3)

(4)

式中：C0、φ0為煤層與頂底板巖層交界面的黏聚力和內摩擦角，(°)；α為煤層傾角，(°)；Px為支架對煤幫的支護阻力，kN；λ為側壓系數；M為采高，m；H為采深，m；γ為上覆巖層平均容重，kN/m3；k為應力集中系數。

2 新型墩柱支護關鍵技術

2.1 新型墩柱原理

傳統混凝土墩柱為“混凝土-柔性模具”結構，其柔性模具僅為保證初期澆注時整體成型，混凝土墩柱承載能力主要取決于混凝土的強度。為使墩柱達到設計強度，不得不采用高標號混凝土，這就使得采煤機貫通空巷時截割困難，截齒消耗量大增，截割后形成大塊結構無法運輸，需進行爆破處理，嚴重影響了工作面推進速度。

受改善混凝土受力環境的思路啟發，新型墩柱采用復合結構，在墩柱內部加強處理，同時在外部增加套管結構，自內而外形成“充填材料-內部結構-外部模具”的復合結構，改善了充填材料的受力環境，使之由單軸受力狀態改變為三軸受力狀態，承載能力大幅度提高。同時，為滿足采煤機快速截割要求，降低了各層復合結構的單層強度，充填材料可選用低標號混凝土或高水材料，既滿足支護與煤機截割要求，解決了墩柱支護能力與煤機截割之間的矛盾，同時滿足了外部剛性結構約束作用，提高了墩柱整體塑性變形能力和殘余強度，使之更好地適應工作面高強支護與快速推進的要求。

2.2 承載力計算

根據煤礦實際地質條件，參考以往經驗數據，煤柱側斷裂線處載荷強度取120 kN/m，煤壁處載荷強度取260 kN/m，得到實體煤幫對頂板巖梁作用力為1 330 kN。矸石初始碎脹系數取1.30，最終碎脹系數取1.10，得出矸石對頂板巖梁作用力為1 895 kN。當工作面與空巷臨近貫通時，剩余煤柱進入塑性屈服狀態，承載能力大幅度下降，此時頂板載荷由工作面液壓支架和墩柱支撐，為最危險狀態，空巷內墩柱支護延米工作阻力應不低于9 475 kN，計算公式見式(1)和式(2)；若考慮1.5倍富余系數，則墩柱延米支護阻力應不低于14 213 kN，即n×qz≥14 213 kN。

2.3 承載能力驗證

為準確獲取新型結構墩柱極限承載能力，進行了1∶1等比例原型室內試驗，采用30 000 kN支架壓力試驗機進行試驗，如圖2所示。根據試驗結果，Φ800 mm墩柱承載能力為6 000～10 000 kN，Φ1 000 mm墩柱承載能力為8 000～12 000 kN。相比傳統混凝土墩柱，Φ800 mm墩柱極限載荷由3 000 kN 提高到6 000 kN以上，承載能力提高1.1～2.3倍，效果顯著。

圖2 復合結構墩柱極限載荷試驗Fig.2 Maximum loading of composite structure pier column

根據上述結果，為實現有效支護，空巷內延米支護強度應不低于14 213 kN，結合現場實際地質條件，長灘煤礦226上03工作面空巷寬度較大，宜采用多排墩柱聯合布置方式，保證支護的均勻性。根據新型墩柱極限載荷1∶1實驗室試驗，墩柱支護強度計算公式見式(5)。

(5)

式中：F為墩柱設計支護強度，kN；F0為延米支護強度，kN；b為墩柱排數；l為墩柱中心距，m；k為調整系數。

考慮現場運輸和施工條件，采用水灰比1∶1高水材料進行施工，材料終凝強度不低于12 MPa。設計采用Φ800 mm規格墩柱，終凝支護強度不低于8 000 kN，共布置4排墩柱，中心距為2 000 mm，空巷延米支護強度為16 000 kN，滿足支護要求。

3 工程應用

3.1 工程概況

長灘煤礦226上03綜放工作面開采6上煤層，最大埋深為260 m，工作面長度為178 m，平均煤層厚度為13.5 m，局部達到17 m以上，傾角為0°～5°，煤層普氏系數f為2～3。工作面直接頂為砂質泥巖、粉砂巖，厚度為9.23 m，呈深灰色；老頂為粗砂巖，厚度為22 m，呈灰白色；直接底為泥巖，厚度為6.7 m，呈深灰色。由于生產計劃變更，工作面推進距離延長224 m，原切眼廢棄，形成空巷。原切眼尺寸規格為9.0 m×4.1 m，原切眼與工作面位置關系如圖3所示。

圖3 226上03工作面巷道布置及空巷位置圖Fig.3 Layout diagram of 226上03 working face roadway

空巷頂板為煤體，距輔運順槽50 m的頂板處存在1條斷層構造，斷層落差為0.5～2.0 m。空巷內曾安裝過支架，生產計劃變更后撤出，導致原頂板錨桿、錨索支護被嚴重破壞；若不采取措施，工作面鄰近空巷時可能導致直接頂板垮落，造成切頂壓架事故。根據生產安排，工作面距離揭露空巷僅剩2個月時間，為保證工作面安全順利通過，必須保證在工作面距離空巷100 m以上時，完成對空巷的補強支護。

空巷原始支護采用“錨桿-索”聯合支護設計，如圖4所示。頂板錨索規格為Φ18.9 mm×7 500 mm錨索， 間距為2 000 mm， 每排布置4根， 排距為2 000 mm；頂板錨桿規格為Φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，間距為850 mm，每排布置12根，排距為1 000 mm；回采幫采用玻璃鋼錨桿，規格為Φ20 mm×2 000 mm，間距為900 mm，每排布置5根，排距為1 000 mm；煤柱幫采用螺紋鋼錨桿，規格為Φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，間距為900 mm，每排布置5根，排距為1 000 mm。

圖4 空巷原始支護Fig.4 Primary support of roadway

根據現場踏勘情況，由于空巷內曾安裝過垛式支架，頂板錨索鎖具幾乎被全部破壞，頂板錨桿大部分被破壞，無法發揮支護作用。同時，考慮空巷斷面積達36.9 m2，且平行于工作面，采用木垛、木點柱支護，工作量大且支護效果差，加之空巷頂板支護構件基本被破壞，且局部存在斷層構造區，木垛、木點柱支護不能保證空巷頂板控制效果，需采取其他外部支護手段，否則極易導致工作面通過時冒頂或切頂，威脅生產安全。

3.2 新型墩柱布置方案

3.2.1 墩柱支護方案

長灘煤礦226上03工作面空巷共施工4排墩柱，墩柱規格Φ800 mm，合計360根。其中，第1排墩柱距離回采幫800 mm，第二排墩柱距回采幫3 200 mm，第三排墩柱距離回采幫5 300 mm，第四排墩柱距離回采幫6 900 mm。采用后退式作業方式，由機頭向機尾方向安裝，墩柱垂直于頂底板布置，避開頂板錨索，采用雙液注漿泵一次性泵注接頂技術，保證接頂效果。

3.2.2 空巷頂板補強支護

根據現場踏勘，空巷內錨索鎖具和錨桿托盤大部分已經損毀，原始支護基本失效，為避免工作面推采過程中，超前支承壓力導致柱間漏頂，需對空巷進行補強支護。補強支護采用錨網結構聯合支護，對已經損壞的錨桿、錨索進行補打，回采幫掛塑料網并補打玻璃鋼錨桿。

3.2.3 構造區注漿加固

空巷內距輔運順槽50～70 m處頂板存在一條正斷層，頂板較為破碎，當工作面推進至該處時，受超前采動應力影響易導致支護困難，甚至出現柱間漏頂、冒頂情況，由于操作空間有限，加固、補強支護等作業困難、效率低下且存在一定的安全風險，影響工作面回采速度，因此，對該區域進行了注漿加固措施。注漿材料選用GRT-101加固材料，注漿鉆孔布置在空巷頂板，共布置三排鉆孔，鉆孔間距為3.0 m，傾角為90°，鉆孔深度為6～10 m，如圖5所示。

圖5 構造區注漿加固Fig.5 Grouting reinforcement in structure area

3.2.4 其他措施

1) 降速等壓措施。根據工作面周期來壓規律，在揭露空巷前適當位置停采，避免工作面通過空巷時頂板來壓。工作面在距離空巷8 m時開始降低推采速度，繼續割煤3刀后，開始停采等壓，8 h后工作面出現明顯來壓跡象，支架工作阻力增大，直接頂板破碎，繼續推采3 m左右支架工作阻力變小，直接頂轉為完整，來壓結束。

2) 減少放煤量。一般情況下，工作面壓力與采高呈正相關關系，工作面揭露空巷前，減少放煤量或不放煤，有利于空巷頂板的完整性。根據現場施工經驗，應距離空巷10 m時不放煤，并隨時關注工作面及空巷頂板狀況。

3) 工作面調斜。為減少空巷一次性揭露長度，工作面采取調斜措施，機頭超前回采，根據實際情況，推采過程中最大調斜角度為5°。

4) 設備保證。工作面與空巷貫通前，提前對設備進行全面檢修，保證設備正常平穩運行。揭露空巷后，實行半班檢修或不檢修措施，工作面平穩快速通過，減少設備在空巷內的滯留時間。

3.3 工程應用驗證

3.3.1 現場應用效果

現場工程試驗中，墩柱完全按照設計施工，置于實底上并保證接頂效果，全部施工用時20 d，綜合施工速度達到18根/d。施工完成28 d后，墩柱充填材料達到終凝強度，工作面開始采取調斜方式通過空巷。貫通后采煤機直接截割墩柱，順利通過大斷面平行空巷，由于采取了可靠的吊掛措施，墩柱截割過程中沒有出現傾倒現象，保證了作業安全。相比于傳統支護手段，施工時間由36 d減少至20 d，工作面通過時間由15 d減少至3 d，大幅提高了施工作業效率，保障了工作面安全快速推進(圖6)。

圖6 現場應用對比Fig.6 Comparison of field application

3.3.2 承載能力實測分析

墩柱施工時，在頂部安裝測力計，采用在線監測手段，時時監測墩柱受力變化情況。沿工作面傾向方向，在空巷內共布置3個測站，分別位于輔運巷道以里50 m、90 m、130 m位置，如圖7所示。

圖7 墩柱載荷隨工作面推進變化Fig.7 Pier column support load with working face advance

1) 50 m測站。工作面距離空巷18～40 m時，墩柱受力緩慢增大，最大受力500 kN，平均壓力增量為100 kN/d；工作面距離空巷6～18 m時，墩柱受力開始快速增大，最大受力達到1 350 kN，此時工作面推進速度約為6 m/d，平均壓力增量為425 kN/d；工作面距離空巷6 m至貫通時，墩柱受力急劇增大，最大受力達到5 800 kN，日增量達到4 450 kN，隨后壓力開始迅速下降至3 300 kN。

2) 90 m測站。工作面距離空巷23～50 m時，墩柱受力緩慢增大，最大受力1 900 kN，平均壓力增量為360 kN/d；工作面距離空巷6～23 m時，墩柱受力開始快速增大，最大受力達到3 850 kN，平均壓力日增量為650 kN/d；工作面距離空巷6 m至貫通時，墩柱受力急劇增大，最大受力達到5 300 kN，日增量達到1 450 kN，隨后壓力開始迅速下降至4 500 kN。

3) 130 m測站。工作面距離空巷18～60 m時，墩柱受力緩慢增大，最大受力2 300 kN，平均壓力增量為255 kN/d；工作面距離空巷18 m至貫通時，墩柱受力急劇增大，最大受力達到7 300 kN，平均日增量達到2 500 kN，隨后壓力開始迅速下降至2 000 kN。

根據墩柱軸向載荷監測結果，工作面與空巷貫通過程中，墩柱未發生劈裂、彎折等現象，監測到最大載荷為7 300 kN，空巷延米支護阻力為14 600 kN，保證了工作面的安全快速通過。

4 結 論

1) 建立了綜放工作面空巷墩柱支護力學模型，理論計算了墩柱所需載荷要求，現場工業實踐表明，墩柱實際載荷與理論計算基本一致。新型結構墩柱為復合承載結構，既保證了支護強度，又滿足采煤機截割要求，大幅度提高了墩柱施工效率和截割效率，實現了工作面的安全高效回采。

2) 根據工作面實際地質采礦條件，在通過空巷時采取了頂板補強支護、構造區注漿加固、工作面降速等壓、減少放煤量、調斜和設備保證等綜合技術手段，有效減小了采動影響對空巷頂板擾動，空巷頂板得到有效控制，工作面通過時壓力較小，未出現明顯來壓跡象，共同保證了工作面的安全快速通過。

3) 監測數據表明，空巷內墩柱受力過程可分為緩增長、快增長、急增長三個階段。貫通距離18～40 m時，墩柱處于緩增長階段，墩柱最大受力3 300 kN，最大平均增長量386 kN/d；貫通距離6～18 m時，墩柱處于快速增長階段，墩柱最大受力4 100 kN，最大平均增長量650 kN/d；貫通距離小于6 m時，墩柱受力急劇增長，達到峰值后快速下降，墩柱最大受力7 300 kN，單日最大增長量4 450 kN/d。

4) 工程實踐表明，新型結構墩柱對于綜放工作面大斷面空巷具有良好的支護效果，具有施工效率高、支護效果好、通過速度快等特點，有利于礦井高產高效。