5303大采高工作面末采阶段防片帮技术研究

史中刚

(晋能控股装备制造集团有限公司 寺河煤矿，山西 晋城 048000)

大采高技术适用于厚煤层开采，目前已经在我国煤矿井下得到普遍应用。由于工作面采高大，会有较强的采动影响，尤其是在工作面末采阶段需要贯通主撤巷道时，工作面采动压力比较集中，往往会引起巷道变形、工作面或主撤巷道的煤壁片帮甚至冒顶等严重的安全事故[1-2].因此，为了避免末采阶段工作面发生片帮、漏顶等安全事故，影响工作面的推进效率，展开对末采阶段的防片帮技术研究势在必行。

1 工程研究背景

寺河煤矿5303大采高综采工作面，开采3#煤层，平均煤层厚度为5.90 m，平均埋深为320.5 m，煤层平均倾角为3°，为近水平煤层。煤层伪顶是0.6 m厚的炭质泥岩，直接顶为灰色的粉砂质泥岩，平均厚度为3.45 m，基本顶为6.23 m厚的层状细粒砂岩。煤层直接底为1.22 m厚的薄层状粉砂岩，基本底为2.06 m厚的细粉砂岩。

5303工作面采用U型通风系统，工作面走向长度为1 334.8 m，倾向长度约为221.3 m，顺槽沿着煤层底板布置。工作面南为53031巷(主进风巷)、53035巷(进风巷及辅运巷)，北为53033巷(皮带巷)、53032巷和53034巷(回风巷)。工作面巷道布置平面图见图1.

图1 5303工作面巷道布置平面图

该工作面末采阶段矿压显现剧烈，顶板发生下沉和冒落，引起煤壁片帮，支架压死等，给回撤工作带来危险和困难，制约着安全生产的顺利进行。

2 大采高末采片帮机理及防治技术

2.1 片帮机理分析

煤壁片帮是破碎煤体在自重和矿山压力叠加作用下倾倒坠落的现象。主要是由于大采高工作面的煤壁较高，自身稳定性较差，并且煤壁受到的有效支护力较少，在工作面处于二向受力状态。当煤体应力状态大于煤体强度时，煤壁强度降低，外鼓量不断增大，进而引发片帮或者冒顶。通常情况下，根据片帮机理不同，可以将煤壁片帮分为两种：

1)一般回采时煤壁片帮。根据工作面顶板的破断活动规律，工作面推进伴随着基本顶周期性的运动，从弯曲下沉到悬臂垮落。工作面处的煤体及支架几乎承担了全部的支承压力。根据采场矿压理论，建立工作面采场的地质力学模型,见图2.

图2 工作面采场的地质力学模型图

由图2可知，工作面煤壁处是直接顶的破碎区和塑性区，也是发生回转下沉的基本顶影响区域。因此，在工作面处的煤体受到基本顶发生回转时带来的剪切力以及压力，加上直接顶的荷载，导致煤壁出现塑性变形，进而在自重的影响下发生剥落，诱发大面积片帮。

2)遭遇构造区煤壁片帮。工作面回采时经常会遇到不良地质作用，其中断层构造是较为常见的一种。工作面过构造区片帮的地质力学模型见图3.

图3 构造破碎区煤壁片帮机理示意图

工作面遇断层、陷落柱构造时，煤体在构造带影响范围内受到明显的应力集中作用，促进内部的裂隙发育，导致其20～30 m内的煤体塑性变形增大，完整性连续性降低。在受到工作面采动影响后，煤体受到二次叠加应力而破碎，在自重应力作用下剥落，引发片帮甚至冒顶等事故。

2.2 片帮影响因素及防治技术分析

根据分析可知，诱发煤体片帮的主要因素具体有以下3方面：

1)煤体性质的影响。煤体的物理力学参数有抗压强度、抗剪强度、弹性模量等。其自身的力学性质、赋存特征与煤岩体内部的裂隙发育特征是煤壁发生片帮的主要因素。总体来说，煤体连续性越好、强度越高，煤体的整体稳定性越好，工作面发生片帮几率会减小。

2)回采工艺对煤壁片帮的影响。随着工作面采高增大，导致顶板的下沉空间增大。顶板回转下沉时的作用对煤体施加额外的荷载，会使煤体塑性区增大，加剧煤壁的破坏，同时垂直应力荷载会使煤壁发生侧向的膨胀，进而导致煤壁片帮。此外，工作面的推进速度也对煤壁片帮有一定的影响。由于顶板的破断是周期性的，顶板下沉量随时间推进而不断增大，如果工作面推进速度慢，停采时间较长，顶板回转下沉的时间增大，会造成煤体受到持续的荷载，促进了煤体中裂隙节理发育，进一步加大其破碎程度。

3)工作面支护强度对煤壁片帮的影响。工作面支架支护力的大小也对煤壁的片帮有影响。支架的护帮板打开，能对工作面煤壁提供有效的支撑。如果支架的支护强度过大，会致使煤体进一步破碎，如果支架的支护力较小，会由于支护阻力不足而导致部分支承压力转移到煤体，加剧煤体破碎，当撤去支架时会发生严重的片帮或者冒顶。

2.3 大采高末采阶段片帮防治技术探讨

根据上述分析可知，大采高工作面煤壁片帮主要是由于上覆岩层运移产生的荷载与工作面采动的叠加影响，致使煤体发生拉裂和剪切破坏。分析其影响煤体片帮的主要因素是回采工艺、上覆岩层运移规律、煤体自身的力学性能及其完整性等。因此，在对工作面末采阶段进行片帮防治时要从控制围岩活动以及提高煤岩体强度两方面展开。

在工作面末采阶段，主撤巷道与工作面之间的煤柱逐渐减小，矿山压力显现越来越剧烈，加上采动影响，原本就会给支架带来更大荷载，而支架的初撑力以及工作阻力都有一定的阈值，一味增大这两者的参数较不合理，故而要从提升煤体自身的力学性能方面考虑。

众所周知，煤岩体注浆加固是一种有效的提升煤体稳定性的方法。末采阶段煤体裂隙发育，为注浆加固提供了有效的通道，而浆液充斥节理裂隙后与煤体胶结能有效提高煤体强度，增强其承载稳定性，能大大减少煤体片帮的发生[3-5].因此，在末采阶段展开工作面深孔注浆加固是一种较好的控制煤壁片帮的措施。

3 末采工作面深孔注浆加固方案

3.1 注浆时机分析

工作面超前支承应力分布主要是应力降低区、应力升高区和原岩应力区。其中，应力升高区裂隙发育，注浆可行性较强，因此一般是注浆加固的选择范围。一般工作面超前支承应力升高区在工作面20～40 m内，因此，主撤巷道内主要的注浆钻孔长度为30 m.对于顺槽内的注浆孔，应当在受到采动影响前展开注浆加固，因此当工作面与其距离为50～60 m时是最佳的注浆时机，两边钻孔深度最大设计为80 m，注浆后浆液扩散的有效宽度约等于工作面的倾向长度。

3.2 钻孔布置方案

为避免施工超长钻孔带来定向难的问题，钻孔尽量在两个顺槽内施工，钻孔深度增加，减少了钻孔的个数，这样既可以随着工作面的推进逐孔进行注浆，又能缓解注浆施工时间紧张的问题。为实施末采阶段煤体注浆加固方案，计划分别从53031巷、53033巷及主撤巷道向煤体侧布置钻孔注浆，工作面整体钻孔布置见图4.

图4 工作面注浆钻孔平面布置图

主撤巷道内布置注浆孔3排，上排钻孔孔深15 m，距离底板2.5 m，仰角为10°，中间钻孔孔深30 m，仰角为6°，距离底板2 m，下排钻孔垂直于实体煤帮布置，孔深30 m，距离底板1.5 m.主撤巷道15 m钻孔46个，30 m钻孔72个。钻孔布置见图5.

图5 主撤巷道注浆钻孔布置平面图

巷道钻孔均成“三花眼”布置，上排钻孔间距为5 m，中间钻孔和下排钻孔间距为4 m.

53031巷和53033巷注浆钻孔布置相同，见图6，以53031巷为例，设计3排钻孔，其中上排钻孔孔深20 m，仰角为6°，距离底板2.5 m，中间钻孔孔深80 m，仰角为6°，下排钻孔垂直于煤体，孔深80 m，距离底板1.5 m.53031巷和53033巷80 m钻孔各17个，20 m钻孔各10个。

图6 53031巷注浆钻孔布置示意图

3.3 注浆材料及工艺

深孔注浆加固主要采用浅部封孔—深部注浆的手段，因此针对不同的阶段采用不同的注浆材料。封孔材料选择双液注浆材料，水灰比为0.8∶1，利用两堵一注的方式展开，封孔长度为5 m，注浆压力设计在3～5 MPa.

深孔注浆材料为单液注浆加固材料，水灰比为0.6∶1，在0.5 h内保持良好的流动性，3 h后固结初凝,24 h后强度可达23 MPa.深孔注浆压力设计在5～10 MPa，需要根据漏浆情况及时调整，原则上注浆要保证注满为止。此次末采注浆压力最高达到15 MPa，最低为5 MPa.

注浆加固系统主要是由定容水箱、高速搅拌机、称浆桶、液压注浆泵以及相应的管路组成，可以根据注浆量大小，调整高速搅拌机与定容水箱的组数来控制，以便提高效率。

3.4 注浆效果检验

注浆加固结束后，为检验注浆加固效果，主要在主撤巷道和53031巷内设置了巷道变形观测点，其中主撤巷道的变形特征见图7.

图7 主撤巷道变形特征图

从图7可以看出，当主撤巷道距工作面150～90 m时，巷道两帮变形量不大，但其变形速率增大。注浆加固是在主撤巷道距离工作面90 m时展开，注浆阶段巷道变形速率没有减小，注浆完成24 h后，当主撤巷道距工作面还有80 m时，两帮移近速率明显减缓。

分析可知，这是由于注浆材料与煤体胶结后，煤体的强度增大，稳定性增强，从而使巷道的变形速率明显减小。最后观测巷道两帮平均移近量稳定在53 mm，并且工作面贯通主撤巷道过程没有出现明显的片帮，只有小部分注浆量小的区域有较浅的片帮。由此表明，深孔注浆加固效果显著，能有效防止末采阶段煤壁片帮。

4 结 论

通过分析大采高末采阶段工作面的片帮机理和影响因素，对防治技术展开探讨，提出了深孔注浆加固治理措施。根据寺河煤矿5303大采高工作面地质条件，设计了末采阶段深孔注浆加固方案，阐明了注浆工艺以及材料，并通过巷道变形监测检验了注浆加固效果，得出深孔注浆加固能够有效减少大采高工作面末采阶段的片帮次数及深度。