張超

摘? 要：針對許疃煤礦3238工作面風(fēng)巷沿空掘進施工位于上一采空區(qū)頂板斷裂形成的應(yīng)力集中區(qū)，且局部老空區(qū)水長期浸泡小煤柱，造成施工巷道滯后性變形顯著這一現(xiàn)狀，通過現(xiàn)場試驗、實驗室測試，并結(jié)合理論分析及數(shù)值模擬，研究了不同小煤柱留設(shè)寬度下圍巖應(yīng)力分布及位移變化規(guī)律、小煤柱護巷機理及沿空側(cè)注漿方案、參數(shù)優(yōu)化設(shè)計。綜合研究結(jié)果表明：在相同的地質(zhì)及采礦條件下，3238風(fēng)巷合理的小煤柱寬度應(yīng)為5m;同時對該巷道“錨-網(wǎng)-索-梁-注”聯(lián)合加固支護方案進行了設(shè)計;由窺視結(jié)果確定了在掘進15～20天時（距掘進頭60～80m）進行注漿可充分發(fā)揮煤柱注漿效果;巷道支護實踐及礦壓觀測得出，在掘巷支護20天后圍巖變形量相對較小、錨桿受力趨于穩(wěn)定、頂板離層量逐步減小，可滿足安全生產(chǎn)要求。最終形成了一種適合于小煤柱沿空掘巷錨注加固技術(shù)方案，為小煤柱沿空掘巷支護提供了實踐和理論依據(jù)。

關(guān)鍵詞：沿空掘巷;小煤柱留設(shè);聯(lián)合支護;注漿加固

中圖分類號：TD353? ? ? ? ?文獻標(biāo)志碼：A? ? ? ? ?文章編號：2095-2945（2020）11-0001-06

Abstract： For the 3238 working face of Xutuan coal mine， the driving along the goaf is located in the stress concentration area formed by the roof fracture of the last goaf， and the small coal pillars are soaked in the water of the local old goaf for a long time， resulting in significant lag deformation of the construction roadway， the stress distribution of the surrounding rock under the different width of the small coal pillars is studied through field test， laboratory test， theoretical analysis and numerical simulation And displacement change rule， small coal pillar protection mechanism， grouting scheme along the goaf side， parameter optimization design. The comprehensive research results show that under the same geological and mining conditions， the reasonable small coal pillar width of 3238 air tunnel should be 5 m; at the same time， the "bolt net cable beam injection" joint reinforcement and support scheme of the tunnel is designed; from the peep results， it is determined that the coal pillar grouting effect can be brought into full play when the grouting is carried out during 15～20 days of driving （60～80 m from the excavation head）; the tunnel support practice and mine pressure observation result after 20 days， the deformation of surrounding rock is relatively small， the stress of bolt tends to be stable， and the amount of roof separation is gradually reduced， which can meet the requirements of safety production. Finally， a kind of bolt and injection reinforcement technology scheme suitable for small coal pillar driving along goaf is formed， which provides practical and theoretical basis for small coal pillar driving along goaf.

Keywords： driving roadway along goaf; small coal pillar reservation; combined support; grouting reinforcement

引言

我國煤礦開采廣泛運用“121”長壁采煤法即：回采一個工作面，掘進兩條煤巷，留設(shè)一個區(qū)段煤柱[1];而沿空掘巷的關(guān)鍵是將巷道置于應(yīng)力相對較低的區(qū)域，則需確定合理煤柱寬度[2-4];且對其進行有效支護來控制變形及頂板離層。在上區(qū)段工作面回采后，覆巖冒落及運移，使相鄰采空區(qū)產(chǎn)生側(cè)向支承壓力，引起回采巷道沿空掘進位于上一采空區(qū)頂板斷裂形成的應(yīng)力集中區(qū)[5-7]，造成施工巷道出現(xiàn)嚴(yán)重的滯后性變形，后續(xù)二次補強及修復(fù)工作量大，成本高，效果差。通過對沿空掘巷小煤柱合理寬度留設(shè)及其支護設(shè)計不斷優(yōu)化、試驗、分析，提出一種適合小煤柱沿空掘巷“錨-網(wǎng)-索-梁-注”聯(lián)合加固支護技術(shù)方案，以“錨網(wǎng)索梁”支護為主，滯后掘進工作面60～80m對小煤柱施工注漿加固，解決了小煤柱沿空掘巷支護難題，有效控制巷道變形，為同類巷道施工提供前期實驗及工程應(yīng)用背景，具有理論借鑒意義。

1 試驗巷道工程地質(zhì)條件

（1）許疃煤礦3238工作面位于II水平33采區(qū)下山北翼的第四區(qū)段，上部（西）為3236工作面（已回采），下部為32310工作面（尚未準(zhǔn)備），該巷道設(shè)計長1702m，埋深650.80～783.60m。

（2）該巷道所在的煤層厚度1.30～3.75m，平均2.60m，煤層傾角3～32°，平均20°。根據(jù)三維地震勘探資料分析，對巷道掘進有影響的斷層共有30條，以正斷層為主。煤層賦存較穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)復(fù)雜，以一層薄夾矸為主。3238工作面風(fēng)巷基本頂為細砂巖，厚度為1.30～5.15m，平均3.20m，性較硬;直接頂為泥巖，厚度為3.61～9.90m，平均6.80m，泥質(zhì)結(jié)構(gòu);直接底為泥巖，厚度為1.31～8.55m，平均3.04m，塊狀結(jié)構(gòu)較均一;基本底為粉砂巖，厚度為2.89～5.64m，平均4.16m。頂?shù)装迩闆r見表1。

（3）本工作面的水文地質(zhì)條件復(fù)雜，掘進期間主要充水水源系32煤層頂?shù)装迳皫r裂隙水及上區(qū)段3236采空區(qū)局部低洼點積水及采空區(qū)動態(tài)水。32煤層頂?shù)装迳皫r裂隙水主要以靜儲量為主，遇到斷層等構(gòu)造裂隙較發(fā)育地段會出現(xiàn)頂板滴、淋水現(xiàn)象，對掘進施工有一定影響。3236采空區(qū)位于該巷道傾斜上方，且存在兩處低洼積水區(qū)，外段積水區(qū)積水長度465m，水頭高度17.5m，積水量12733m3;里段積水區(qū)積水長度850m，水頭高度24.69m，積水量33619m3。

2 小煤柱合理寬度留設(shè)

2.1 3238風(fēng)巷小煤柱寬度確定的原則及理論計算

煤柱寬度是影響沿空掘巷圍巖穩(wěn)定的重要因素，既要考慮不同煤柱寬度時上區(qū)段相鄰側(cè)采空區(qū)頂板破斷運移產(chǎn)生側(cè)向壓力的影響，又要考慮本區(qū)段回采時超前支承壓力的影響，既要研究合理的煤柱寬高比，又要優(yōu)化小煤柱的支護形式及參數(shù)。小煤柱沿空掘巷圍巖控制的技術(shù)關(guān)鍵是：巷道布置在采空區(qū)側(cè)的低應(yīng)力區(qū)，同時小煤柱具備一定的自承能力[8，9]。在綜合分析諸多影響因素的前提下確定最佳煤柱寬度。對于3238風(fēng)巷，采用合理的小煤柱，在符合采場頂板運動規(guī)律及支承壓力分布規(guī)律的前提下，充分發(fā)揮“錨-網(wǎng)-索-梁”支護作用，以控制煤柱非穩(wěn)定塑性區(qū)的擴展，減少煤柱損失，這是小煤柱護巷的基本原則。

確定合理的小煤柱寬度，首先根據(jù)理論分析公式初步確定小煤柱寬度的范圍，再結(jié)合數(shù)值模擬的方法將在初步確定的煤柱寬度范圍內(nèi)的煤柱寬度進行模擬對比分析，得出相對較優(yōu)的煤柱寬度，最后根據(jù)得到的煤柱寬度進行初步施工，并對巷道圍巖應(yīng)力和變形進行現(xiàn)場實測，得到最優(yōu)的煤柱寬度。侯朝炯等人認為合理的煤柱寬度應(yīng)該具有3個部分，包括塑性區(qū)La，錨桿有效長度Lb，以及安全富余長度Lc[10]。

在距煤柱邊緣一定寬度內(nèi)，存在著煤柱的承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態(tài)，運用巖體的極限平衡理論，塑性區(qū)的寬度，即支承壓力峰值與煤柱邊緣之間的距離La為：

式中，m為煤層開采厚度，m;C為煤體粘聚力，MPa;φ為煤體內(nèi)摩擦角，°;λ為煤柱塑性區(qū)與彈性區(qū)界面處的側(cè)壓系數(shù);Px為支架對煤幫的支護阻力，MPa;γ為巖層平均容重，kg/m3;H為巷道埋深，m;k為應(yīng)力集中系數(shù)。

Lb根據(jù)錨桿的有效支護長度取值，此處取1.6m。

2.2 不同寬度小煤柱的數(shù)值模擬

采用FLAC3D數(shù)值模擬方法模擬了3m、5m和7m寬煤柱條件下3238風(fēng)巷掘進圍巖應(yīng)力分布狀況，模擬結(jié)果如圖1所示。

由圖1數(shù)值模擬結(jié)果可以看出，當(dāng)煤柱留設(shè)3m時，應(yīng)力集中區(qū)域位于實體煤幫，峰值為31.5MPa，煤柱整體應(yīng)力為7MPa;當(dāng)煤柱留設(shè)5m時，實體煤幫應(yīng)力集中范圍增大，而峰值為30MPa，煤柱邊緣應(yīng)力為3MPa，峰值為18MPa：當(dāng)煤柱留設(shè)7m時，實體煤幫應(yīng)力峰值為36.5MPa，煤柱應(yīng)力峰值為23MPa。因此，小煤柱留設(shè)3m和5m時，巷道處于應(yīng)力降低區(qū);當(dāng)煤柱寬度為7m時，巷道處于高應(yīng)力區(qū)。對不同寬度煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力和水平位移進行監(jiān)測，結(jié)果分別圖2和圖3。

根據(jù)圖2可知，隨著煤柱寬度的增大，煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力峰值快速增大;應(yīng)力峰值在煤柱3m增大至5m過程中增加速度較快，且應(yīng)力曲線分布比較對稱;由5m增大至7m的過程中，應(yīng)力峰值變化較小，應(yīng)力曲線出現(xiàn)非對稱式分布，應(yīng)力峰值距離采空區(qū)煤壁邊緣約3.8m處;隨煤柱尺寸增大，距離采空區(qū)煤壁邊緣2.3m范圍內(nèi)煤柱應(yīng)力值變化不顯著，此范圍內(nèi)的煤體破碎嚴(yán)重。

由圖3可知，隨著護巷煤柱寬度的增大，煤柱內(nèi)水平位移不斷減小，且煤柱內(nèi)存在著零位移點，煤柱3m時，零位移點距采空區(qū)煤壁邊緣1.5m處，煤柱寬度5、7m時，零位移點基本不會發(fā)生偏移，距采空區(qū)煤壁邊緣2.5m;在零位移點兩側(cè)，靠采空區(qū)一側(cè)位移曲線斜率基本一致，曲線斜率較大，而位于零位移點靠沿空巷道一側(cè)的煤柱位移曲線，其斜率隨著煤柱寬度的減小而增大。

綜上可知，沿空巷道布置位置與煤壁邊緣的距離應(yīng)大于3m，在煤柱寬度為3m時，巷道圍巖變形較大;當(dāng)煤柱寬度從5m增大至7m時，煤柱水平位移零位移點位置不變，巷道圍巖變形逐步減小，煤柱中出現(xiàn)垂直應(yīng)力集中現(xiàn)象，應(yīng)力集中程度隨煤柱寬度增加而增大，結(jié)合理論計算及3238工程地質(zhì)條件，在遵循煤柱寬度設(shè)計原則的基礎(chǔ)上，最終初步確定3238沿空巷道護巷小煤柱留設(shè)5m較為合理。

3 巷道支護設(shè)計優(yōu)化

3.1 小煤柱沿空掘巷頂、幫支護設(shè)計

基于沿空掘巷圍巖控制機理和小煤柱的留設(shè)原則，結(jié)合3238風(fēng)巷工程實際，提出了其圍巖控制技術(shù)。

頂板支護：風(fēng)巷全斷面錨網(wǎng)帶支護，錨桿采用Φ22mm×2600mm左旋無縱筋螺紋鋼，布置錨桿7根配合T2型鋼帶（Ω鋼帶），間排距800mm×800mm，螺母擰緊力矩300N·m，錨固力不低于80kN，藥卷4～5根，采用全長錨固，錨固劑型號：K2950/Z2950;頂板布置3根Φ21.8mm×6200mm錨索，間排距1600mm×1600mm，其中頂板兩側(cè)錨索使用走向錨索梁加固，錨固力不低于200kN，預(yù)緊力不低于100kN，沿巷道斷面布置錨索梁加固（可用14#槽鋼L=3400mm）;菱形金屬網(wǎng)采用10#鐵絲機械編制，網(wǎng)孔50×50mm，網(wǎng)子采用掛鉤聯(lián)接并且每個鉤子都要連接，連接處必須壓緊。見圖4所示。

高幫支護：風(fēng)巷高幫采用橫向錨索梁及豎向錨索梁配合，并噴注漿的形式進行加固;高幫布置5根Φ22mm×2600mm錨桿配合M5型鋼帶支護，螺母擰緊力矩300N·m，錨固力不低于80kN，藥卷4～5根，采用全長錨固，錨固劑型號：K2950/Z2950，施工錨桿時每2排在第1、3、5根錨桿設(shè)置加注裝置;錨索布置4根配合T2型鋼帶以及走向槽鋼錨索梁加強支護，錨索規(guī)格從肩窩至幫部依次為：Φ21.8mm×7300mm、Φ21.8mm×6300mm、Φ21.8mm×3100mm、Φ21.8mm

×3100mm，錨固力不低于200kN，預(yù)緊力不低于100kN，錨索間沿垂直方向布置錨索梁加固（可用14#槽鋼L=2600mm），錨索間沿走向布置錨索梁加固（可用14#槽鋼L=3600mm），橫向鋼帶錨索梁為2排，分別距頂板1.0m及2.2m，上部錨索仰角60°，錨索梁采用先走向后豎向的順序加固后噴漿，利用加注錨桿進行注漿;噴漿滯后迎頭不大于30m，注漿滯后迎頭不大于80m。見圖5所示。

低幫支護：風(fēng)巷低幫側(cè)布置3根Φ22mm×2600mm錨桿配合M5型鋼帶支護，螺母擰緊力矩300N·m，錨固力不低于80kN，藥卷4～5根，采用全長錨固，錨固劑型號：K2950/Z2950;距頂板1.5m處布置1排走向錨索Φ21.8mm×3100mm配合錨索梁加強支護，錨固力不低于200kN，預(yù)緊力不低于100kN，錨索間沿巷道走向方向布置錨索梁加固（可用14#槽鋼L=3600mm）。見圖6所示。

綜上，提出了3238工作面風(fēng)巷“錨-網(wǎng)-索-梁-注”聯(lián)合支護形式，如圖7所示。

3.2 小煤柱沿空掘巷注漿加固方案優(yōu)化

通過觀測分析，3238風(fēng)巷沿空側(cè)幫部變形較大，初次支護不能滿足巷道支護要求，究其原因，3238風(fēng)巷過老空區(qū)長期受積水區(qū)影響的小煤柱期間，煤壁受潮，部分錨桿拉拔力不足，后路槽鋼梁中部受擠壓變形凸出，對此，采取錨注裝置進行后路補強加固，對小煤柱進行注漿加固。

3.2.1 注漿材料選擇

對不同類型注漿材料進行分析，選擇合理的注漿材料。水泥類型及標(biāo)號為注漿材料制作的型煤試樣單軸壓縮力學(xué)測試結(jié)果曲線如圖8所示。

分析可知，不同水泥類型、標(biāo)號對型煤試件強度影響顯著，說明注漿材料的選擇對煤巖體注漿加固效果起決定性作用。分析可知，在相同的水灰比、試驗條件下，礦用煤柱注漿專用水泥制備的型煤單軸抗壓強度高達1.11MPa，較普通硅酸鹽水泥標(biāo)號325、425、525分別提高0.775MPa、0.69MPa和0.56MPa。選擇自行研制的礦用煤柱注漿專用水泥（新型注漿加固材料）作為注漿材料較其它水泥類型、標(biāo)號制備的型煤強度更高。

3.2.2 注漿加固時機與范圍

為了進一步確定注漿加固時機與范圍，用鉆孔窺視儀在距3238掘進頭分別為50m、60m、70m、80m處對煤柱側(cè)進行窺視，觀測其破碎程度，窺視結(jié)果見圖9。

由鉆孔窺視結(jié)果可知，在距掘進頭60m范圍內(nèi)煤柱內(nèi)裂隙尚未發(fā)育完全，煤體較為完整，距掘進頭70m，80m處煤體破碎，進行注漿漿液可更好地滲透進入裂隙中，采用的礦用煤柱注漿專用水泥顆粒小、凝固速度快，可在短時間內(nèi)滲入裂隙并凝固，提升煤柱的承載能力。

結(jié)合掘進施工日進尺情況與窺視結(jié)果可知，在3238風(fēng)巷掘進15～20天時（距掘進頭60～80m）進行注漿可最大程度地發(fā)揮礦用煤柱注漿加固效果。

為提高圍巖強度，防止片幫、漏頂對巷道表面進行噴漿;噴漿厚度不小于50mm，以不漏漿為準(zhǔn)，強度不低于C20，噴漿滯后迎頭不大于30m。小煤柱側(cè)注漿滯后迎頭80m，注漿孔孔深2m，間排距2m（或可根據(jù)現(xiàn)場注漿時擴散半徑適當(dāng)調(diào)整，確保設(shè)計的注漿孔間排距均在擴散半徑之內(nèi)）。注漿孔采用三花眼布置方式，三個注漿孔距頂板距離分別為300mm、1800mm、3300mm，固管總長度1m，其中花管0.5m，直徑為4′鋼管加工，端頭外露30mm-100mm。采用間隔注漿方式循環(huán)注漿，如圖10所示。

采用間隔注漿方式循環(huán)注漿，為了便于施工，具體位置可根據(jù)現(xiàn)場管路情況適當(dāng)調(diào)整如圖11所示。

注漿按照先錨注裝置后注漿管注漿，循環(huán)進度30m，交替施工;注漿順序由下向上施工，且巷道內(nèi)注漿隨著工作面的推進不斷推進做到“隨掘隨注”。

4 現(xiàn)場應(yīng)用效果監(jiān)測

根據(jù)初步設(shè)計方案進行現(xiàn)場施工并對巷道表面位移、錨桿受力狀態(tài)及頂板離層等進行監(jiān)測，以便掌握錨桿承載工況，圍巖變形特征以及巷道支護狀況，同時為支護設(shè)計進行修改、調(diào)整提供依據(jù)。每個測站內(nèi)布置3處表面觀測點、1處深孔位移監(jiān)測點、1處錨桿（索）應(yīng)力監(jiān)測點。

4.1 巷道表面位移分析

由圖12可知，1#、2#測點在巷道掘進1～4天、距離迎頭25m內(nèi)，煤柱幫、實體煤幫及頂板圍巖移近量較大。1#測點移近量分別為90mm、53mm、33mm，分別占總移近量的64.3%、70.7%、82.5%;2#測點移近量分別為55mm、52mm、34mm，分別占總變形量的56.7%、76.5%、68%。開挖5～20天緩慢增加，20天以后處于穩(wěn)定狀態(tài)。1#測點煤柱幫、實體煤幫、頂板最終位移量分別為140mm、75mm、40mm：2#測點煤柱幫、實體煤幫、頂板最終位移量分別為97mm、68mm、50mm。巷道變形量均在合理范圍內(nèi)，支護效果良好。

4.2 巷道錨桿受力分析

由圖13可知，1#、2#測點在巷道掘進1～6天，錨桿受力增加較快，7～20天緩慢增加，20天以后逐漸穩(wěn)定。1#測點煤柱幫、實體煤幫錨桿受力最終穩(wěn)定在93kN、138kN，2#測點煤柱幫、實體煤幫錨桿受力最終穩(wěn)定在90kN、134kN。錨桿受力與圍巖變形密切相關(guān)。巷道開挖初期應(yīng)力重新調(diào)整，錨桿受力增長較快;隨后圍巖與支護體相互作用，錨桿受力緩慢增加;錨桿受力穩(wěn)步增長并最終穩(wěn)定;表明巷道支護較好并能提供穩(wěn)定的承載力，支護達到預(yù)期效果。

4.3 巷道頂板離層分析

由圖14可知，1#、2#測點巷道掘進1～6天，頂板圍巖離層較大，7～20天離層量緩慢增加，20天以后逐漸穩(wěn)定。1#測點淺部范圍內(nèi)總離層量36.4mm，深部范圍內(nèi)總離層量26.1mm;2#測點淺部范圍內(nèi)總離層量49.2mm，深部范圍內(nèi)總離層量25.1mm。離層量在開挖初期變化較大，中間緩慢增加，后期逐漸趨于穩(wěn)定，與巷道表面圍巖變化規(guī)律類似，說明圍巖應(yīng)力向深部圍巖轉(zhuǎn)移，支護取得預(yù)期效果。圍巖內(nèi)淺部圍巖離層量較大，深部圍巖離層量較小，說明松動圈的擴展得到了有效控制。有效避免了小煤柱沿空掘巷掘后翻修的情況，巷道斷面符合要求。

5 結(jié)論

（1）基于小煤柱沿空掘巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，將沿空掘巷巷道布設(shè)在應(yīng)力降低區(qū)，結(jié)合理論分析、數(shù)值模擬等方法初步確定許疃煤礦3238工作面沿空掘巷巷道小煤柱寬度留設(shè)為5m。

（2）小煤柱沿空掘巷采用注漿加固技術(shù)進行施工，可顯著加固巷道，取得較好支護效果;注漿加固利用漿液封堵煤柱裂隙，消除瓦斯外溢，防止圍巖強度進一步弱化，同時固化后的漿液將破碎的煤巖體膠結(jié)成整體，提高煤巖體力學(xué)性能;“錨-網(wǎng)-索-梁”支護對小煤柱淺部圍巖強度進行強化，提供側(cè)向約束力，減小巷道收斂變形。

（3）現(xiàn)場應(yīng)用工業(yè)性試驗表明，對于沿空掘巷小煤柱的穩(wěn)定性控制，應(yīng)針對不同地質(zhì)條件采用針對性對策，對小煤柱進行注漿加固和采取“錨-網(wǎng)-索-梁-注”聯(lián)合支護形式是合理的?，F(xiàn)場監(jiān)測可知，在掘巷支護20天后實際變形量相對較小，圍巖整體及錨桿受力逐步趨于穩(wěn)定，且頂板離層量也在要求范圍內(nèi)，不會產(chǎn)生較大的內(nèi)部破裂，可滿足安全生產(chǎn)要求。

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