李亞鵬，楊竹軍，陳雪嘯，程書暢

(山西長平煤業(yè)有限責任公司， 山西 高平 048400)

晉城礦區(qū)復(fù)雜地質(zhì)條件下軟煤層的巷道變形控制一直是個難點[1-2]，對其相關(guān)研究主要集中在優(yōu)化巷道一次錨網(wǎng)索支護強度以確保圍巖整體承載力，根據(jù)采動應(yīng)力影響范圍加大巷間煤柱以減少巷道受采動影響強度[3-4]，或者降低煤柱寬度至30 m左右開展圍巖控制研究[5-7]，近年來引進切頂卸壓技術(shù)以降低頂板承載力，保證圍巖穩(wěn)定。上述研究從不同程度上促進了復(fù)雜地質(zhì)條件下軟煤層的圍巖控制理論及實踐技術(shù)的發(fā)展，但對于晉城礦區(qū)3#煤條件下的小煤柱(10 m以下)試驗以及小煤柱條件下的圍巖控制研究極少。分析6 m小煤柱下巷道受采動影響不同階段的圍巖受力情況，采用綜合支護技術(shù)，以實現(xiàn)小煤柱條件下的圍巖穩(wěn)定控制。

1 工程概況

晉煤集團長平公司主要回采3#煤，平均厚度為5.5 m，煤質(zhì)松軟、埋深大(500～720 m),煤體強度低(f=0.3)，地質(zhì)構(gòu)造發(fā)育，頂板為泥巖、砂巖復(fù)合巖層。工作面采用一次采全高后退式采煤工藝，三巷布置，巷間煤柱留設(shè)尺寸大，通常在40～60 m. 回采巷道沿煤層頂板掘進，巷道斷面為5.0 m×3.3 m. 工作面回采期間及回采后，留巷圍巖控制有下列問題：1) 圍巖變形大，以兩幫收縮為主(可達1.5 m)，底鼓顯著，巷道斷面最大收縮率達62%，復(fù)修工作量大。2) 采動影響下工作面后方圍巖破壞加劇，圍巖控制效果差。3) 煤柱尺寸大，煤炭損失量大。

2 小煤柱穩(wěn)定性分析

1) 理論分析。

一側(cè)采空區(qū)煤柱(體)的彈塑性變形區(qū)及豎向應(yīng)力σy的分布見圖1.σy隨著與采空區(qū)邊緣之間距離x的增大，按負指數(shù)曲線關(guān)系衰減。在高應(yīng)力作用下，從煤體(煤柱)邊緣到深部，都會出現(xiàn)塑性區(qū)(靠采空區(qū)側(cè)應(yīng)力低于原巖應(yīng)力的部分稱為破裂區(qū))、彈性區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)[8].

1—彈性應(yīng)力分布 2—塑性應(yīng)力分布 Ⅰ—破裂區(qū)Ⅱ—塑性區(qū) Ⅲ—彈性區(qū)應(yīng)力升高部分 Ⅳ—原始應(yīng)力區(qū)圖1 煤柱(體)的彈塑性變形區(qū)及鉛直應(yīng)力分布圖

煤柱(體)的承載能力，隨著遠離煤體邊緣而明顯增長。在距煤體(煤柱)邊緣一定寬度內(nèi)，存在著煤柱(體)的承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態(tài)[2]，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體(煤柱)邊緣之間的距離x0為：

集合現(xiàn)場實際計算可得，x0的變化范圍為3～20 m，一般為5～12 m.應(yīng)力降低區(qū)寬度的變化范圍為2～7 m，故6 m寬煤柱處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。

2) 數(shù)值模擬分析。

采用FLAC3D軟件，以庫倫-摩爾準則為迭代依據(jù)，以實測礦井圍巖強度參數(shù)為參考，建立大采高工作面巷道掘進、工作面回采開挖數(shù)值模型(長300 m×寬20 m×高160 m)，埋深取550 m，側(cè)壓系數(shù)采用1.2，并設(shè)計采面保護煤柱6 m，對工作面進行開挖計算。掘進后的垂直應(yīng)力云圖見圖2.由圖2可見，應(yīng)力場分布狀態(tài)較好，有利于巷道圍巖的穩(wěn)定。工作面開采完成后的圍巖位移云圖見圖3. 由圖3可見，本工作面順槽巷道斷面收縮近50%的情況下，6 m煤柱側(cè)的巷道形狀保持較好。

圖2 兩巷支護垂直應(yīng)力云圖

圖3 工作面推進后巷道圍巖位移云圖

3 小煤柱及圍巖支護技術(shù)

1) 淺掘。

依據(jù)圍巖自穩(wěn)能力較差，完整性易破壞等特征，采用淺掘深、輕擾動圍巖的掘進方式[3].要求掘進機減少一次進深，提高截割頭轉(zhuǎn)數(shù)，降低截割頭移動速度，在截割成巷的同時，保證不破壞圍巖的整體性，以割煤后截割痕跡為判斷標準。

掘進截割深度不超過800 mm，在圍巖較為完整的區(qū)段，可根據(jù)情況實行1.0 m進深。巷道斷面(5.0 m×3.3 m)沿煤頂板掘進。

2) 強化基礎(chǔ)支護。

a) 頂板、巷幫支護。

頂板及兩幫采用全長錨固錨桿、錨索，巷幫錨桿間排距為1.0 m×0.8 m，一排3根，在巷幫排擋間頂板往下1.0 m施工1根4.3 m錨索；頂板錨桿間排距為1.0 m×0.8 m，每排5根，頂板采用6.3 m錨索，布置方式2-2；及時對圍巖進行噴漿全封閉。

b) 巷道底板加固。

清理巷道底板，將離層巖塊、碎矸清理干凈，在底板施工1.5 m的注漿錨桿，間排距1.0 m×1.0 m，打設(shè)角度垂直底板，并以鋼筋網(wǎng)護底。支護結(jié)束后，采用C20混凝土進行鋪底，與鋼筋網(wǎng)形成鋼筋混凝土澆筑底板，厚度200 mm.采用早強水泥，實現(xiàn)1 h凝結(jié)，8 h達到中期強度，24 h達到最終強度的80%.

3) 小煤柱加強支護。

護巷煤柱在正常巷道煤幫基礎(chǔ)上，將一排錨桿改為錨索，錨桿長2.4 m，錨索長4.3 m，排距1 m. 采用現(xiàn)有錨桿(索)，并實行全長黏結(jié)式錨固形式。煤柱兩側(cè)面鋼筋混凝土噴層厚度不小于50 mm，且與實體煤幫、鋼筋網(wǎng)、頂?shù)装鍑妼泳o密凝結(jié)。

4) 小煤柱注漿加固。

小煤柱一次注漿在順槽巷道內(nèi)進行，超前30～50 m；二次注漿在留巷內(nèi)進行，滯后工作面50～100 m.

注漿孔采用2排布置：下排鉆孔開孔高度距離巷道底板1.2 m，上排鉆孔距離巷道底板2.2 m，鉆孔d42 mm. 上排孔鉆孔方向與巷道軸線方向一致，向上仰角30°，下排孔水平布置，向切眼方向成20°水平角；鉆孔長度均為4.5 m，孔距6 m. 開孔位置布置平面圖見圖4. 鉆孔布置剖面圖見圖5.

圖4 鉆孔開孔位置布置平面圖

圖5 鉆孔布置剖面圖

注漿采用聯(lián)邦注漿加固材料(雙液)，該材料適用于破碎松軟煤體，一次平均單孔注漿量約0.5 t；二次注漿由于采動作用下圍巖進一步破碎、裂隙加劇擴展，平均單孔注漿量約為1.2 t. 注漿壓力穩(wěn)定在6～8 MPa，當漏漿厲害時，可根據(jù)情況適當降低壓力。

5) 超前支護及切頂。

a) 超前工作面30 m范圍，架設(shè)一梁三柱，液壓支護+π型梁，間距1.0 m，距離煤柱幫間距300 mm布置一排，并加密支護，形成間距500 mm的液壓單體柱密集支護。

b) 在護巷煤柱空區(qū)側(cè)，沿煤柱邊緣打設(shè)切頂鉆孔，鉆孔深度15 m，間距0.5 m，隨著工作面推進布置切頂鉆孔。

c) 超前支護保留至工作面采過100～150 m，采空區(qū)頂板活動穩(wěn)定后，撤除加強支護。

4 礦壓觀測結(jié)果

具有代表性的不同區(qū)域測點巷幫及頂?shù)装逦灰朴^測結(jié)果見圖6，7. 圖6中3條曲線為具有代表性的3個不同區(qū)域測點兩幫收縮量，可見巷幫最大移近量為430 mm. 圖7中2條曲線為具有代表性的2個不同區(qū)域測點的頂?shù)装迨湛s量，最大為460 mm，巷道圍巖控制較好。

圖6 兩幫變形觀測圖

圖7 頂?shù)装逡平坑^測圖

5 結(jié) 論

通過復(fù)雜地質(zhì)條件下軟煤層6 m小煤柱試驗及巷道受力不同階段采用的綜合圍巖支護技術(shù)得到：

1) 采用淺掘進，全長錨固錨桿錨索，可強化松軟煤層條件下的圍巖基礎(chǔ)支護強度；對小煤柱進行錨索、錨桿間排交替支護以及超前工作面30～50 m預(yù)注漿，回采過后50～100 m滯后注漿,可阻止6 m小煤柱的垮落失穩(wěn)。

2) 采用超前、滯后單體液壓支柱+π型梁架棚，并對煤柱側(cè)進行切頂釋放頂板壓力，可實現(xiàn)6 m小煤柱護巷情況下的留巷頂板穩(wěn)定。