5303大采高工作面末采階段防片幫技術研究

史中剛

(晉能控股裝備制造集團有限公司 寺河煤礦，山西 晉城 048000)

大采高技術適用于厚煤層開采，目前已經在我國煤礦井下得到普遍應用。由于工作面采高大，會有較強的采動影響，尤其是在工作面末采階段需要貫通主撤巷道時，工作面采動壓力比較集中，往往會引起巷道變形、工作面或主撤巷道的煤壁片幫甚至冒頂等嚴重的安全事故[1-2].因此，為了避免末采階段工作面發生片幫、漏頂等安全事故，影響工作面的推進效率，展開對末采階段的防片幫技術研究勢在必行。

1 工程研究背景

寺河煤礦5303大采高綜采工作面，開采3#煤層，平均煤層厚度為5.90 m，平均埋深為320.5 m，煤層平均傾角為3°，為近水平煤層。煤層偽頂是0.6 m厚的炭質泥巖，直接頂為灰色的粉砂質泥巖，平均厚度為3.45 m，基本頂為6.23 m厚的層狀細粒砂巖。煤層直接底為1.22 m厚的薄層狀粉砂巖，基本底為2.06 m厚的細粉砂巖。

5303工作面采用U型通風系統，工作面走向長度為1 334.8 m，傾向長度約為221.3 m，順槽沿著煤層底板布置。工作面南為53031巷(主進風巷)、53035巷(進風巷及輔運巷)，北為53033巷(皮帶巷)、53032巷和53034巷(回風巷)。工作面巷道布置平面圖見圖1.

圖1 5303工作面巷道布置平面圖

該工作面末采階段礦壓顯現劇烈，頂板發生下沉和冒落，引起煤壁片幫，支架壓死等，給回撤工作帶來危險和困難，制約著安全生產的順利進行。

2 大采高末采片幫機理及防治技術

2.1 片幫機理分析

煤壁片幫是破碎煤體在自重和礦山壓力疊加作用下傾倒墜落的現象。主要是由于大采高工作面的煤壁較高，自身穩定性較差，并且煤壁受到的有效支護力較少，在工作面處于二向受力狀態。當煤體應力狀態大于煤體強度時，煤壁強度降低，外鼓量不斷增大，進而引發片幫或者冒頂。通常情況下，根據片幫機理不同，可以將煤壁片幫分為兩種：

1)一般回采時煤壁片幫。根據工作面頂板的破斷活動規律，工作面推進伴隨著基本頂周期性的運動，從彎曲下沉到懸臂垮落。工作面處的煤體及支架幾乎承擔了全部的支承壓力。根據采場礦壓理論，建立工作面采場的地質力學模型,見圖2.

圖2 工作面采場的地質力學模型圖

由圖2可知，工作面煤壁處是直接頂的破碎區和塑性區，也是發生回轉下沉的基本頂影響區域。因此，在工作面處的煤體受到基本頂發生回轉時帶來的剪切力以及壓力，加上直接頂的荷載，導致煤壁出現塑性變形，進而在自重的影響下發生剝落，誘發大面積片幫。

2)遭遇構造區煤壁片幫。工作面回采時經常會遇到不良地質作用，其中斷層構造是較為常見的一種。工作面過構造區片幫的地質力學模型見圖3.

圖3 構造破碎區煤壁片幫機理示意圖

工作面遇斷層、陷落柱構造時，煤體在構造帶影響范圍內受到明顯的應力集中作用，促進內部的裂隙發育，導致其20～30 m內的煤體塑性變形增大，完整性連續性降低。在受到工作面采動影響后，煤體受到二次疊加應力而破碎，在自重應力作用下剝落，引發片幫甚至冒頂等事故。

2.2 片幫影響因素及防治技術分析

根據分析可知，誘發煤體片幫的主要因素具體有以下3方面：

1)煤體性質的影響。煤體的物理力學參數有抗壓強度、抗剪強度、彈性模量等。其自身的力學性質、賦存特征與煤巖體內部的裂隙發育特征是煤壁發生片幫的主要因素。總體來說，煤體連續性越好、強度越高，煤體的整體穩定性越好，工作面發生片幫幾率會減小。

2)回采工藝對煤壁片幫的影響。隨著工作面采高增大，導致頂板的下沉空間增大。頂板回轉下沉時的作用對煤體施加額外的荷載，會使煤體塑性區增大，加劇煤壁的破壞，同時垂直應力荷載會使煤壁發生側向的膨脹，進而導致煤壁片幫。此外，工作面的推進速度也對煤壁片幫有一定的影響。由于頂板的破斷是周期性的，頂板下沉量隨時間推進而不斷增大，如果工作面推進速度慢，停采時間較長，頂板回轉下沉的時間增大，會造成煤體受到持續的荷載，促進了煤體中裂隙節理發育，進一步加大其破碎程度。

3)工作面支護強度對煤壁片幫的影響。工作面支架支護力的大小也對煤壁的片幫有影響。支架的護幫板打開，能對工作面煤壁提供有效的支撐。如果支架的支護強度過大，會致使煤體進一步破碎，如果支架的支護力較小，會由于支護阻力不足而導致部分支承壓力轉移到煤體，加劇煤體破碎，當撤去支架時會發生嚴重的片幫或者冒頂。

2.3 大采高末采階段片幫防治技術探討

根據上述分析可知，大采高工作面煤壁片幫主要是由于上覆巖層運移產生的荷載與工作面采動的疊加影響，致使煤體發生拉裂和剪切破壞。分析其影響煤體片幫的主要因素是回采工藝、上覆巖層運移規律、煤體自身的力學性能及其完整性等。因此，在對工作面末采階段進行片幫防治時要從控制圍巖活動以及提高煤巖體強度兩方面展開。

在工作面末采階段，主撤巷道與工作面之間的煤柱逐漸減小，礦山壓力顯現越來越劇烈，加上采動影響，原本就會給支架帶來更大荷載，而支架的初撐力以及工作阻力都有一定的閾值，一味增大這兩者的參數較不合理，故而要從提升煤體自身的力學性能方面考慮。

眾所周知，煤巖體注漿加固是一種有效的提升煤體穩定性的方法。末采階段煤體裂隙發育，為注漿加固提供了有效的通道，而漿液充斥節理裂隙后與煤體膠結能有效提高煤體強度，增強其承載穩定性，能大大減少煤體片幫的發生[3-5].因此，在末采階段展開工作面深孔注漿加固是一種較好的控制煤壁片幫的措施。

3 末采工作面深孔注漿加固方案

3.1 注漿時機分析

工作面超前支承應力分布主要是應力降低區、應力升高區和原巖應力區。其中，應力升高區裂隙發育，注漿可行性較強，因此一般是注漿加固的選擇范圍。一般工作面超前支承應力升高區在工作面20～40 m內，因此，主撤巷道內主要的注漿鉆孔長度為30 m.對于順槽內的注漿孔，應當在受到采動影響前展開注漿加固，因此當工作面與其距離為50～60 m時是最佳的注漿時機，兩邊鉆孔深度最大設計為80 m，注漿后漿液擴散的有效寬度約等于工作面的傾向長度。

3.2 鉆孔布置方案

為避免施工超長鉆孔帶來定向難的問題，鉆孔盡量在兩個順槽內施工，鉆孔深度增加，減少了鉆孔的個數，這樣既可以隨著工作面的推進逐孔進行注漿，又能緩解注漿施工時間緊張的問題。為實施末采階段煤體注漿加固方案，計劃分別從53031巷、53033巷及主撤巷道向煤體側布置鉆孔注漿，工作面整體鉆孔布置見圖4.

圖4 工作面注漿鉆孔平面布置圖

主撤巷道內布置注漿孔3排，上排鉆孔孔深15 m，距離底板2.5 m，仰角為10°，中間鉆孔孔深30 m，仰角為6°，距離底板2 m，下排鉆孔垂直于實體煤幫布置，孔深30 m，距離底板1.5 m.主撤巷道15 m鉆孔46個，30 m鉆孔72個。鉆孔布置見圖5.

圖5 主撤巷道注漿鉆孔布置平面圖

巷道鉆孔均成“三花眼”布置，上排鉆孔間距為5 m，中間鉆孔和下排鉆孔間距為4 m.

53031巷和53033巷注漿鉆孔布置相同，見圖6，以53031巷為例，設計3排鉆孔，其中上排鉆孔孔深20 m，仰角為6°，距離底板2.5 m，中間鉆孔孔深80 m，仰角為6°，下排鉆孔垂直于煤體，孔深80 m，距離底板1.5 m.53031巷和53033巷80 m鉆孔各17個，20 m鉆孔各10個。

圖6 53031巷注漿鉆孔布置示意圖

3.3 注漿材料及工藝

深孔注漿加固主要采用淺部封孔—深部注漿的手段，因此針對不同的階段采用不同的注漿材料。封孔材料選擇雙液注漿材料，水灰比為0.8∶1，利用兩堵一注的方式展開，封孔長度為5 m，注漿壓力設計在3～5 MPa.

深孔注漿材料為單液注漿加固材料，水灰比為0.6∶1，在0.5 h內保持良好的流動性，3 h后固結初凝,24 h后強度可達23 MPa.深孔注漿壓力設計在5～10 MPa，需要根據漏漿情況及時調整，原則上注漿要保證注滿為止。此次末采注漿壓力最高達到15 MPa，最低為5 MPa.

注漿加固系統主要是由定容水箱、高速攪拌機、稱漿桶、液壓注漿泵以及相應的管路組成，可以根據注漿量大小，調整高速攪拌機與定容水箱的組數來控制，以便提高效率。

3.4 注漿效果檢驗

注漿加固結束后，為檢驗注漿加固效果，主要在主撤巷道和53031巷內設置了巷道變形觀測點，其中主撤巷道的變形特征見圖7.

圖7 主撤巷道變形特征圖

從圖7可以看出，當主撤巷道距工作面150～90 m時，巷道兩幫變形量不大，但其變形速率增大。注漿加固是在主撤巷道距離工作面90 m時展開，注漿階段巷道變形速率沒有減小，注漿完成24 h后，當主撤巷道距工作面還有80 m時，兩幫移近速率明顯減緩。

分析可知，這是由于注漿材料與煤體膠結后，煤體的強度增大，穩定性增強，從而使巷道的變形速率明顯減小。最后觀測巷道兩幫平均移近量穩定在53 mm，并且工作面貫通主撤巷道過程沒有出現明顯的片幫，只有小部分注漿量小的區域有較淺的片幫。由此表明，深孔注漿加固效果顯著，能有效防止末采階段煤壁片幫。

4 結 論

通過分析大采高末采階段工作面的片幫機理和影響因素，對防治技術展開探討，提出了深孔注漿加固治理措施。根據寺河煤礦5303大采高工作面地質條件，設計了末采階段深孔注漿加固方案，闡明了注漿工藝以及材料，并通過巷道變形監測檢驗了注漿加固效果，得出深孔注漿加固能夠有效減少大采高工作面末采階段的片幫次數及深度。