近距离残留煤柱下破碎围岩巷道修复技术

刘洪林，吕金星，马　强

(1.新疆大学 地质与矿业工程学院，新疆 乌鲁木齐 830047；2.中国矿业大学 矿业工程学院，

江苏 徐州 221116；3.伊犁新矿煤业有限责任公司，新疆 霍城 835200)



近距离残留煤柱下破碎围岩巷道修复技术

刘洪林1，2，吕金星1，马强3

(1.新疆大学 地质与矿业工程学院，新疆 乌鲁木齐 830047；2.中国矿业大学 矿业工程学院，

江苏 徐州 221116；3.伊犁新矿煤业有限责任公司，新疆 霍城 835200)

针对近距离煤层开采过程中，残留煤柱下部巷道在煤柱集中应力作用下围岩破碎程度高、修复难度大的问题，以山西某矿为工程背景，采用数值模拟的方法分析煤柱底板应力分布规律，结合巷道实际变形特征总结了下位巷道围岩变形破坏原因。认为：残留煤柱底板集中载荷的非均匀性分布，及其引起的支护体承载结构破坏是近距离煤柱底板巷道围岩发生大变形的本质。由此，提出了基于破碎围岩注浆和高强度锚杆支护的巷道修复技术，工程实践表明该技术在有效提高围岩整体性和可锚性的同时，使浅部锚固区与深部围岩相连形成整体承载结构，有效地控制了巷道围岩变形，保障了矿井安全生产。

残留煤柱；近距离煤层；破碎围岩；注浆；数值模拟

区段煤柱的留设，使下区段平巷避开上区段工作面侧向支承压力峰值区的同时，还起到了隔离采空区有害气体的作用[1-2]。但是，对于近距离煤层开采，上部煤层工作面回采结束后，残留的区段煤柱内将形成数倍于原岩应力的集中载荷，并向底板深部传递，对煤柱底板巷道围岩稳定性产生影响。为利于下部煤层巷道维护，通常将巷道布置于上部煤层采空区下方，或巷道位置与上部残留煤柱保持一定的水平错距，尽可能避开残留煤柱形成的集中应力区[3-5]。然而，部分矿区为了提高煤炭资源采出率或因开采条件限制，只能将下位煤层巷道布置在煤柱下方。在残留煤柱的集中载荷作用下，下部煤层巷道围岩变形严重，往往要经过数次返修才能满足生产需要。因此，如何实现近距离残留煤柱下部破碎围岩巷道的有效修复就成为了一个影响矿井安全生产和经济效益的重要问题。

以山西某矿近距离煤层开采为工程背景，通过对残留煤柱底板应力分布规律及围岩变形破坏原因分析，提出了破碎围岩注浆与高强度锚杆支护相结合的巷道修复技术。3101运输平巷良好的修复效果，验证了该技术的有效性和可行性，为类似条件下的巷道修复技术开发提供了参考和借鉴。

1　工程概况

1.1生产地质条件

山西某矿为整合矿井，主采的2#、3#煤层平均厚度分别为2.4m和3.2m、倾角0～6°、煤层硬度系数f为1.5～2.5，矿井采用下行开采。矿井整合前主要采用长壁采煤法开采2#煤层，区段之间留设宽度为18.0m的保护煤柱。矿井整合后，为提高煤炭资源采出率，3#煤层的工作面布置方向与2#煤层工作面布置方向存在约15°夹角。

3101工作面平均埋深270m，是3#煤层的首采工作面。3101运输平巷从2#煤层201、203工作面之间的残留煤柱下部穿过，巷道与煤柱的位置关系如图1所示。3101运输平巷断面形状为矩形，掘进断面尺寸为3.5m×3.2m，2#煤层与3#煤层在斜穿煤柱段的层间距为2.0～5.8m。3101工作面顶底板岩层描述如表1所示。

表1　3101工作面煤层顶底板岩性

1.2巷道支护参数及变形特征

3101运输平巷采用锚网支护，顶帮锚杆间排距均为900mm×900mm。顶板采用直径18mm、长1.8m的螺纹钢锚杆，两帮采用直径16mm、长1.6m的普通圆钢锚杆。穿煤柱段每5.0m布置一根直径15.24mm，长6.20 m的锚索进行补强支护。巷道原支护参数见图2。

图1　3101运输平巷与煤柱位置关系

图2　巷道原支护参数(单位：mm)

3101运输平巷掘至煤柱下方时，围岩变形速度加剧，变形量急剧增加。两帮普遍出现煤体鼓出、锚杆托盘被挤掉、钢筋梯子梁沿焊接处被拉断等现象，部分巷段出现锚杆长度范围内煤帮整体鼓出的现象。顶板出现不同程度破碎和下沉速度增大，部分巷段出现底鼓的现象。此外，巷道返修架设的工字钢棚变形也较大，部分棚腿和棚梁被扭成麻花状，巷道中间木点柱部分被压弯、压断。现场拍摄的巷道变形情况如图3所示。为确保3101综采工作面的安全高效生产，急需对3101运输平巷约70m长围岩破碎的巷段进行修复。

图3　巷道变形破坏情况

2　残留煤柱底板应力分布规律

煤柱底板的应力分布与煤柱的应力状态直接相关，对于两侧均已采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于回采引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B[2]。根据煤岩层的结构和力学特性，采用FLAC3D软件建立数值分析模型，模型尺寸：x×y×z=178.0 m×30.0 m×69.2 m，左、右边界x方向位移固定，前、后边界y方向位移固定，顶部施加6.0MPa均布载荷、底部z方向位移固定。本构关系采用Mohr-Coulomb，侧压系数为1.0，模型的煤岩体力学参数如表2所示。2号煤层工作面之间留设宽度18.0m的区段煤柱，201、203工作面回采以后形成的残留煤柱底板垂直应力分布见图4。

由图4可以看出，垂直应力在煤柱下方底板岩层一定范围内形成应力增高区，在采空区下方底板岩层一定范围内形成应力降低区，应力呈马鞍形分布。垂直应力在底板岩层中的集中系数约4.15，应力传递影响角δ约35°。随深度增加，煤柱集中载荷向底板扩散范围增大，但其影响程度减小。在应力降低区内垂直应力降低量随深度增加而减小。

表2　煤岩层力学参数

图4　残留煤柱底板应力分布

由图4及图5残留煤柱下方不同距离水平截面应力分布曲线，可以得出残留煤柱底板应力分布具有以下规律。

1) 当底板岩层与煤柱垂直距离在6.0m以内时，距煤柱边缘约25m范围内的采空区底板岩层处于垂直应力降低区，煤柱中心线下方两侧约7～9m范围的岩层处于垂直应力增高区。当底板岩层与煤柱垂直距离在2.0m范围内时，同一水平截面上的煤(岩)层垂直应力呈马鞍形分布，在煤柱中心线两侧约6.0m处达到最大值。随着底板岩层深度增加，垂直应力峰值逐渐减小，位置向煤柱中心移动。当底板岩层与煤柱垂直距离为4.0m时，垂直应力最大值位于煤柱中心正下方。

2) 水平应力在煤柱下方岩层中形成增高区，在距煤柱边缘约30～40m范围内的采空区底板岩层中形成降低区。随深度的增加，水平应力增高区的峰值和应力降低区的应力降低量均逐渐减小。当底板岩层与煤柱垂直距离在2.0m范围内时，同一水平截面内的水平应力最大值位于煤柱中心正下方。当底板岩层与煤柱垂直距离为4.0m时，水平应力最大值位于煤柱边缘下方。

3) 煤柱底板同一水平截面内，剪切应力最小值和最大值分别位于煤柱中心和边缘正下方岩层中。剪切应力以最小值为中心按一定角度向两侧对称分布，其值随深度的增加而逐渐减小。

可见，3101运输平巷过煤柱段处于垂直应力、水平应力的增高区。煤柱底板应力分布具有明显非均匀性，位于煤柱边缘正下方时，剪切应力最大；而位于煤柱中心正下方时，剪切应力为0，垂直应力和水平应力最大。

3　围岩变形破坏机理及原因分析

根据残留煤柱底板应力分布规律分析，结合井下观察结果，3101运输平巷穿煤柱巷段围岩变形破坏机理和巷道返修效果差的原因可总结如下。

图5　残留煤柱底板不同距离水平截面应力分布

1)非均匀集中载荷作用。煤柱集中载荷向底板深部传递，导致底板应力重新分布[5]，并表现出明显的非均匀性。煤柱两侧边缘下方底板水平应力和剪切应力集中，在水平应力作用下，巷道两帮煤体向巷道中间鼓出；在剪切应力作用下，两帮煤体沿弱结构面滑动，煤壁破碎区范围进一步扩大。煤柱正下方，垂直应力和水力应力集中，剪切应力为0，垂直应力作用下，巷道顶板发生弯曲下沉，垂直应力向巷道两帮的煤体转移，导致两帮煤体被挤出。因此，巷道开挖引起的浅部围岩应力状态的改变和非均匀集中载荷作用是残留煤柱底板巷道围岩变形和破坏的根本原因。

2)低强度支护体承载结构破坏。由于埋深较小，煤体硬度系数适中，巷道初始设计支护强度整体较低。巷道顶底分别采用直径16mm和18mm、长1.6m和1.8m的普通圆钢锚杆，锚杆杆体强度较低，加之现场施工质量较差，导致锚杆为围岩提供的预紧力较小，围岩中形成的锚固区域稳定性较差。在残留煤柱向底板传递的非均匀集中载荷作用下，低强度支护体结构迅速破坏。巷道浅部围岩承载结构的逐渐破坏，致使巷道围岩承载能力大幅降低，进一步加剧了围岩的变形。

3)原返修方案缺乏针对性。3101运输平巷在穿煤柱的围岩变形初期，两帮浅部煤体发生破碎时，未及时补打锚杆和上紧已松动的锚杆螺母为围岩提供预紧力，两帮基本处于无支护状态，任其变形。当巷道进行返修时，采用刷帮架棚支护的被动支护方式，无法为围岩提供较大的压应力以调动更大范围内的岩体共同承载。同时，在初次返修不能有效控制巷道围岩变形，棚梁、棚腿被压弯时，采用单体液压支柱支护顶板，更换棚腿、棚梁的二次修复方式也导致顶板受到频繁支撑，加剧了顶板活动产生离层，顶板下沉、两帮移近更加严重。

4　破碎围岩巷道修复技术及效果

4.1修复技术及参数

根据上述分析，可以发现巷道修复的关键是重新构建围岩支护体结构，并使之与深部围岩变形相协调，实现共同承载。锚杆支护通过上紧杆体端部螺母，可以为围岩提供预紧力，从而实现对围岩的主动支护，是巷道修复的理想支护形式。但是，由于3101运输平巷穿煤柱巷段在煤柱集中载荷作用和多次返修扰动下，围岩破碎范围大，直接采用锚杆支护存在可锚性差和不能有效调动深部围岩整体承载能力的问题。基于注浆可以将破碎岩体重新胶结，在大幅提升破碎围岩的力学性能的同时，还能有效改善锚杆的着力基础和受力状况的特点[6-8]。最终确定穿煤柱巷段采用先对破碎围岩注浆，再进行高强度锚杆支护的巷道修复方案。

1)破碎煤岩体注浆参数。结合现场情况，综合考虑返修成本和注浆效果，选择高水速凝材料为巷道返修注浆材料，在理论计算和实验室测试的基础上确定注浆参数。具体参数：水灰比1.5∶1；顶帮各布置两个注浆孔，注浆孔深2.3m，采用42mm风钻打孔、聚氨酯和棉纱封孔，封孔长度不小于0.3m；注浆压力1.0～2.0MPa，裂隙开度较大时不超过1.0MPa；注浆量以注浆压力达到2.0MPa时停止注浆，注浆孔布置如图6所示。

图6　锚杆支护参数及注浆孔布置情况(单位：mm)

2)高强度锚杆支护参数。针对3101运输平巷穿煤柱巷段围岩变形破坏的具体情况，经数值计算对比分析确定顶板和两帮均采用直径22mm、长2.0m螺纹钢锚杆，间排距为800mm×1800mm，预紧扭矩不低于220N·m。顶板采用直径17.8mm、长7.3m的锚索进行补强支护，锚索间排距为1350mm×1800mm，预紧力不低于30.0MPa。锚杆支护断面见图6。

4.2修复效果

注浆完毕24h后，采用钻孔窥视仪对注浆后的围岩进行观测，图7(a)、图7(b)分别是顶板2.0m和煤帮1.5m深处的观测情况。可以看出，顶板和两帮的裂隙中浆液扩散均匀，浆液充填围岩裂隙的同时将破碎围岩胶结成一个整体，加固效果明显。

图7　顶帮注浆效果窥视

为评价巷道修复效果，采用“十字”布点法在修复巷段布置测站进行监测。修复后30天内，两帮相对移近量最大为32mm，顶底板相对移近量最大为25mm；3101工作面采动影响期间，两帮平均变形速度约为15～20mm/d，顶底板平均变形速度约为10～15mm/d。两帮相对移近量最大为351mm，顶底板相对移近量最大为137mm，巷道维护状况良好。

5　结　论

1) 残留煤柱向底板岩层传递的集中载荷呈非均匀性分布，煤柱两侧边缘正下方剪切应力最大，煤柱中心正下方剪切应力为0，垂直应力和水平应力最大。

2) 近距离残留煤柱底板巷道围岩发生大变形的本质是非均匀载荷作用下的支护体承载结构破

坏。进行巷道修复的关键是重新构建围岩支护体结构，并使之与深部围岩变形相协调，实现共同承载。

3) 现场实践表明，采用破碎围岩注浆和高强度锚杆支护相结合的修复技术，有效的提高了围岩整体性和可锚性，使浅部锚固区与深部围岩相连形成整体承载结构，可以较好的控制围岩变形，实现该类巷道的有效修复。

[1]侯朝炯.巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2012.

[2]陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1994.

[3]马全礼，李洪，白景志.极近距离下位煤层工作面巷道布置及其支护方式[J].煤炭科学技术，2006，34(09)：37-39.

[4]武忠，李日官.极近距离煤层回采巷道布置研究[J].煤矿开采，2002，7(4)：14-15.

[5]张百胜，杨双锁，康立勋，等.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报，2008，27(1)：97-101.

[6]张农，侯朝炯，陈庆敏.巷道围岩注浆加固体性能实验[J].辽宁工程技术大学学报：自然科学版，1998(1)：15-18.

[7]康红普，冯志强.煤矿巷道围岩注浆加固技术的现状与发展趋势[J].煤矿开采，2013，18(3)：1-7.

[8]刘洪林，柏建彪，马述起，等.断层破碎顶板冒顶巷道修复技术研究[J].煤炭工程，2011(4)：76-78.

Roadway repair technology of broken surrounding rock under residual coal pillar for close distance coal seams

LIU Hong-lin1，2，LV Jin-xing1，MA Qiang3

(1.Institute of Geology and Mines Engineering，Xinjiang University，Urumqi 830047，China； 2.School of Mines Engineering，China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China； 3.Ili Xinkuang Coal Mining Limited Liability Company，Huocheng 835200，China)

Aiming at the problems that underlying surrounding rock of roadway of residual coal pillar was crushed seriously and repaired difficultly，which influenced by the concentrated stress of coal pillar in the process of close distance coal seam mining，basing on the engineering background of a mine in Shanxi province，the stress distribution law of coal pillar floor was analyzed by numerical simulation method and the causes of deformation and failure of surrounding rock were summarized which based on the actual deformation characteristics of roadway.It was found that the concentrated load in the floor of residual coal pillar distributed homogeneously，leading to the destruction of support bearing structure which was the root cause of large deformation of surrounding rock of roadway under coal pillar in close distance coal seams.Therefore，the roadway repair technology composing of grouting reinforced and high strength bolt support for broken surrounding rocks was proposed.The project practice showed that the integrity and anchoring ability of roadway surrounding rocks was improved significantly and the anchorage zones and deep surrounding rocks were connected，so that the deformation of roadway surrounding rock was effectively controlled，and safety production of mine was guaranteed.

residual coal pillar；close distance coal seams；broken surrounding rock；grouting；numerical simulation

2016-07-22

新疆维吾尔自治区自然科学基金项目资助(编号：2013211B08)

刘洪林(1984-)，男，讲师，博士研究生，毕业于中国矿业大学，主要从事矿山压力与岩层控制、保水开采方面的教学和科研工作。E-mail: liuhonglin@xju.edu.cn。

TD353

A

1004-4051(2016)10-0118-06