采动影响下厚坚硬顶板巷道围岩控制技术＊

2014-05-30晋新林

中国煤炭 2014年5期

晋新林

（晋城煤业集团古书院矿，山西省晋城市，048000）

1 工程概况

晋煤集团古书院矿15＃煤层为主采煤层，工作面采用 “两进一回”布置方式，上一个工作面的回风巷在回采过程中保留下来，作为下一个工作面的运输巷。预留巷道服务两个工作面。目前，已回采过的工作面预留巷道受上一个工作面采动影响，巷道片帮严重，底臌量最大可达到1.5 m，顶板变化不大，巷道断面最大收缩率达到70%以上，失去二次使用的作用。预留巷道围岩变形成为制约安全生产和采掘衔接的主要问题。本文结合15＃煤层地质特征及开采条件针对1523103预留巷道受上工作面采动影响的特点，确定合理的巷道围岩控制方案，并进行了工业性试验。

古书院矿152309工作面位于15＃煤层二盘区，工作面巷道布置采用一面三巷（两进一回）的布置形式，见图1。1523103预留巷道作为152309工作面的回风巷，在152309工作面回采过程中保留下来作为152310工作面进风巷，1523103预留巷道与152309工作面间隔25 m，中间为实体煤柱，如图1所示。

图1 152309工作面布置示意图

工作面推进长度1588.224 m，倾斜长度181.256 m，工作面煤层厚度0.8～2.8 m，平均厚度1.7 m，煤层倾角1°～9°，平均5°。工作面采高1.9～2.6 m。直接顶为厚10.13 m的K1灰岩，老顶为厚1.0 m的砂质泥岩，直接底为厚3.12 m的泥岩，老底为厚20 m的灰岩。围岩普氏硬度分别为煤层2～4、夹矸1～2、直接顶10～12、直接底1～2。柱状图如图2所示。

图2 152309工作面岩层综合柱状图

1523103预留巷道采用矩形断面，巷道顶底板岩性与工作面顶底板一致，巷道断面尺寸为5600 mm×2600 mm（宽×高），巷道采用锚杆、锚索支护。顶板采用SKP15×1／1860－5400型锚索，打设在巷道顶板中间，排距800 mm，每根锚索采用1支MSK2335和2支MSZ2360树脂锚固剂，锚索安装预应力在100 k N以上，同时，再打设2根锚杆，分别距两帮900 mm，排拒800 mm，采用ø18 mm×2000 mm无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用1支MSK2335和1支MSZ2360树脂锚固剂进行锚固，扭矩为80 N·m。两帮各打设3根锚杆，间排距为800 mm×800 mm，规格同顶板锚杆，1523103巷道断面原支护参数见图3。

图3 1523103巷道断面原支护参数

2 巷道围岩变形原因及控制原则

2.1 巷道围岩变形原因

通过现场调研及分析认为引起预留巷道围岩变形的原因主要有：

（1）工作面侧向支承压力高。随着152309工作面的回采，工作面后方形成大面积悬顶，未垮落的岩层以工作面前后及两侧煤壁为支撑点，将上覆岩层的压力转移到煤体与煤柱内部，在保护煤柱内形成较大侧向支承压力。

（2）巷道两帮及底板围岩强度低。预留巷道两帮为煤体，在侧向支承压力作用下，内部产生大量裂隙，裂隙的持续发育最终与自由表面相互作用，容易发生破裂乃至片帮；巷道底板为泥岩，易泥化膨胀，造成底板围岩强度降低，随着工作面支承压力增加，巷道底板的剪胀变形进一步加剧，从而导致底臌的发生。

（3）两帮锚杆支护强度小。预留巷道在掘进过程中，其围岩变形量小，采取简单锚杆支护即可有效控制。但是当预留巷道受采动影响之后，围岩的破坏范围逐渐扩大，现有支护条件下锚杆的长度不能深入到关键承载圈，不能使围岩锚固体形成有效承载结构，锚杆支护达不到应有的作用。

2.2 巷道围岩控制原则

围岩应力、围岩强度和巷道支护是决定巷道围岩稳定性的三大要素，降低围岩应力、增强围岩强度、选择合理支护是保证巷道围岩稳定性的关键。通过对上述引起围岩变形因素分析，提出以下控制原则。

（1）降低工作面侧向支承压力。通过弱化工作面顶板、预先破坏工作面顶板的完整性、减小基本顶悬顶面积，缓解直接顶旋转下沉作用在巷道围岩内的持续作用力，降低侧向支承压力在巷道内的应力集中程度，改善预留巷道的受力环境。

（2）增强巷道支护强度。采用联合支护方式进一步提高围岩强度。可在巷道两帮打设注浆锚索，通过注浆使无机或有机浆液渗透到煤体中钻孔周围的裂隙中，使得松散的煤体产生粘结固化作用，提高煤体的自承能力，同时为锚索提供可靠的着力基础，增强巷道支护强度。

3 预留巷道围岩控制技术

针对原15＃煤层预留巷道围岩变形破坏特点，依据提出的巷道围岩控制原则，采取相对应的卸压与加固控制技术进行现场试验。

3.1 工作面顶板卸压技术

（1）切眼放顶技术。切眼放顶的目的是切断切眼处顶板，破坏工作面坚硬顶板的完整性，减小工作面初次来压步距，尽可能使冒落的矸石充满采空区，形成矸石垫层，垮塌后的矸石可进一步对上覆岩层起到一定的支撑作用，降低采空区两侧煤柱内的应力集中程度，从而改善预留巷道围岩的受力环境。设计方案应充分考虑采空区上覆岩层各层位的厚度，设计时应尽可能使坚硬顶板完全垮塌。

152309工作面设备安装前，在切眼内距采空区侧巷帮1 m处顶板上打眼。180 m长的切眼共布置A、B、C、D、E和a、b、c、d、e 10组炮孔，A和a每组为2个炮孔；B、C、D和b、c、d每组为3个炮孔，E和e每组为4个炮孔。炮眼B1、b1、C1、c1、D1、d1的长度为14 m，仰角为32°，装药长度7 m，装药量17.5 kg；A1、a1、B2、b2、C2、c2、D2、d2炮眼长度为14 m，仰角30°，装药长度6 m，装药量15 kg；A2、a2、B3、b3、C3、c3、D3、d3炮眼长度为16 m，仰角27°，装药长度8 m，装药量20 kg；E1、e1炮眼长度为14 m，仰角32°，装药长度7 m，装药量17.5 kg；E2、e2炮眼长度为14 m，仰角30°，装药长度6 m，装药量15 kg；E3、e3炮眼长度为16 m，仰角27°，装药长度8 m，装药量20 kg；E4、e4炮眼长度为10 m，仰角30°，装药长度4 m，装药量9.6 kg。炮眼剩余部分用炮泥封满，a组与d组对称，b组与c组对称。

（2）巷帮预裂切顶技术。通过在1523092巷内超前工作面向顶板打深孔，在工作面前方一定距离进行爆破，切断1523092与1523103两巷间的顶板结构，缩短煤柱上覆坚硬顶板在采空区侧的悬臂长度，减少煤柱内的应力集中程度。

图4 1523092巷预裂爆破炮眼示意图

沿1523092巷靠近煤柱一侧300 mm处，由切眼向工作面推进方向每隔5 m布置1个钻孔，钻孔长度15 m，孔径0.075 m，仰角为45°（向工作面后方），装药长度5 m，装药量15 kg，炮孔剩余部分用炮泥封满，封泥长度10 m；切眼贯通后，工作面回采之前，布置好切眼向外50 m范围内的10个钻孔，实施预裂爆破，如图4所示。在152309工作面回采的过程中，始终保持工作面前方50 m范围内已经实施预裂爆破。炮眼参数可以根据现场爆破效果适当调整。

爆破时保证50 m的超前支护（包含安全规程规定的原有20 m超前支护），即在预裂爆破巷道分别距离两帮600 mm处，从当前工作面向前每隔1 m布置两排单体支柱，用于加强切顶预裂后的超前支护，以保证1523092巷道在预裂爆破期间的稳定。随着工作面的回采，如此往复循环始终保持爆破时50 m的超前支护。