厚煤层开采工作面过空巷煤柱加固方法研究

郎明辉

(山西省晋能控股集团 晋城煤炭事业部亿欣煤业，山西 晋城 048200)

采煤工作面过空巷时，巷道围岩压力大，如支护不当，易发生片帮及冒顶，给煤矿工作面安全开采带来严重后果[1-3].张锋[4]提出采用高水材料充填空巷,为采面安全高效回采创造了良好条件；李超嵩[5]结合王庄煤业3505工作面实际情况，提出了采用注浆充填技术控制空巷围岩的方法；李胜利等[6]提出采用超前锚注有效增加空巷巷帮煤体的强度和完整性，同时配合使用悬吊木垛棚及单体柱对空巷加强支护,可取得良好加固效果。

本文以某矿厚煤层开采工作面过空巷为研究背景，分析了随工作面推进，煤柱及空巷顶板应力演化特征，构建了煤柱失稳力学模型，在此基础上提出了工作面过空巷煤柱加固方法，以保障厚煤层开采工作面顺利过空巷，防止煤柱片帮与冒顶事故的发生。

1 工作面概况

某矿主采5#煤层416工作面，煤层倾角0～5°，煤层平均厚度为6.07 m，工作面走向长1 230 m，倾向长450 m，属于典型的大采高工作面。煤岩体综合柱状图见图1.

图1 煤岩体综合柱状图

工作面巷道布置情况见图2.从图2可以看出，随着工作面推进，需要穿过4162巷、4165巷、相关联巷及其后方的对接切眼，属于典型的工作面过空巷问题。对于短距离联巷(2#—8#联巷)以及与工作面推进方向平行的4162巷及4165巷受煤柱顶板稳固性影响相对较小。当工作面推进至1#联巷时，由于该联巷及其后方的对接切眼长度较大，并且与工作面推进方向垂直，在采动压力作用下，易造成两者之间及1#联巷左侧煤柱破碎，导致工作面前方煤柱片帮冒顶。

图2 工作面巷道布置图

2 工作面过空巷数值模拟分析

2.1 数值模型构建

工作面回采时，空巷顶板的应力演化特征与常规工作面不同，受工作面推进的影响，空巷顶板应力发展处于动态变化过程，为掌握随工作面推进空巷顶板应力分布特征，采用数值模拟手段进行分析。由于与工作面推进方向垂直的1#联巷对工作面影响最为严重，所建立模型以最长的1#联巷与工作面关系为参照，充分考虑到巷道的尺寸，建立模型长135 m×宽155 m×高50 m，确定煤体开挖边界距离空巷80 m，空巷后方煤体长度为55 m，空巷尺寸为长90 m×宽5.5 m×高5 m.岩体力学参数见表1.

表1 岩体力学参数表

2.2 数值结果分析

不同的工作面推进距离，煤柱顶板垂直应力分布情况见图3，顶板垂直应力变化曲线见图4.当工作面推进0 m时，应力集中主要分布在空巷两侧，呈现对称分布特征，工作面顶板所受应力大小及其影响范围均较小，应力峰值出现在空巷顶板帮角位置，约为8.5 MPa(图3a))；当工作面推进10 m时，煤柱顶板垂直应力分布范围快速增加，应力峰值出现在煤柱上方，约为10.5 MPa(图3b))；当工作面推进40 m时，煤柱顶板所受垂直应力与空巷顶板垂直应力相互叠加，顶板应力最高值出现在近采空区煤柱内部，约为12.4 MPa，受采动应力影响，空巷两帮煤壁应力也处于增加趋势，说明此时剩余煤柱承受较大的应力(图3c))；当工作面推进70 m时，剩余煤柱厚度为10 m，煤柱与空巷之间的顶板应力峰值相互叠加，应力最高值可达14.6 MPa(图3 d)).综合分析，随回采工作面推进，煤柱所受应力不断由煤柱帮侧向深入扩展，随着煤柱尺寸的减少，应力叠加效应逐渐影响到空巷顶板应力分布，影响趋势随之增加，剩余煤柱因破碎可能发生片帮冒顶风险，必须对空巷附近煤柱采取加固措施。

图3 煤柱顶板垂直应力分布图

图4 顶板垂直应力变化曲线图

3 煤柱极限稳定宽度确定方法

随回采工作面推进，在采动应力影响下，煤柱需要经历弹性变形—塑性变形—失稳破坏3个时期[7].根据前述数值分析结果，工作面初始回采阶段，煤柱所受应力较小，此时煤柱处于弹性变形时期；当工作面推进过半，煤柱所受应力增加，在发生破坏之前，属于塑性变形时期；当煤柱剩余厚度较小时，煤柱所受应力超过其极限强度，煤柱发生破坏，属于失稳破坏时期。为此，建立煤柱失稳力学模型,见图5.

以空巷右上角作为坐标原点，横坐标代表煤柱宽度，纵坐标代表顶板应力分布值，σc代表原岩应力；σa代表空巷支撑压力峰值；σb代表工作面超前支撑压力峰值。由图5可以看出，当剩余煤柱较小发生失稳破坏时，煤柱上方顶板支撑压力峰值来源于空巷顶板压力峰值与工作面压力峰值的叠加，空巷顶板所受应力均高于原岩应力，煤柱承受的集中载荷超过了煤柱的极限强度，无法为顶板提供可靠的承载力，导致顶板失稳破坏。

图5 煤柱失稳力学模型图

根据Bieniawski煤柱强度理论，载荷作用下，周期来压步距计算表达式：

(1)

式中，L为周期来压步距，m；m为采高，m；σ为煤单轴抗压强度，MPa；B为煤柱承载覆岩厚度，m；γ为覆岩体积力，kN/m3；H为煤层埋深，m.

当煤层顶板在空巷上部出现超前断裂时，煤柱极限稳定宽度计算式：

D=L-b

(2)

式中，D为煤柱极限稳定宽度，m；b为超前破断最小空巷断面宽度，m.

对于近空巷煤柱所受载荷，一方面来自于空巷顶板覆岩；另一方面来自于煤柱顶板覆岩。由此，得到煤柱承载厚度表达式：

B=b/2+ηL

(3)

式中，η为载荷比值系数，取1.5；L为周期破断步距，m.

将式(3)带入式(1)，可得：

(4)

根据上述公式，可计算出超前破断最小空巷断面宽度，将其值与实际空巷宽度做比较，如果该值小于实际空巷宽度，说明顶板发生超前破断；如果该值大于实际空巷宽度，说明顶板不会发生超前破断。该矿煤层埋深为321 m，采高为6.07 m，煤体抗压强度为17.5 MPa，覆岩平均体积力为22.5 kN/m3，周期来压步距为13.5 m，将相关参数带入式(4)，计算得到超前破断最小空巷断面宽度为3.6 m.由于实际空巷宽度为5.5 m左右，则顶板一定会发生超前破断。将相关参数代入式(2)，可得煤柱极限稳定宽度为9.9 m，这与数值分析结果较吻合。综合分析，在进行工作面回采时，需要对空巷两侧煤柱约10 m范围内进行加固，防止煤柱破碎失稳，发生片帮冒顶事故。

4 空巷两侧煤柱加固方法

通过前述分析，当工作面推进距空巷10 m时，顶板垂直应力最高可达14.6 MPa，结合理论分析，煤柱极限稳定宽度为9.9 m，说明当煤柱宽度剩余10 m时，对于空巷长度较大的1#联巷及对接切眼处煤柱可能发生片帮冒顶风险。为保障工作面顺利过空巷，需要对1#联巷左侧及其与对接切眼间的煤柱10 m范围进行加固，以防止煤壁片帮及冒顶事故发生。

4.1 注浆孔布置方法

对1#联巷与对接切眼两侧煤帮进行注浆加固，注浆孔布置方式见图6，图7.在1#联巷两侧及对接切眼左侧布置注浆孔，注浆孔采取上下交错布置方式，上排孔间距7 m，下排孔间距7 m，上下排孔交错间距3.5 m，孔径45 mm，孔深10 m，注浆钻孔上排孔开孔高度为3 m，仰角5°，采取向上倾斜布置方式，下排孔开孔高度1.5 m，采取水平布置方式。结合数值分析结果，当工作面推进距离距1#联巷40 m时，提前进行施工，铺设好注浆管路，并进行封孔作业，随后进行单液注浆加固。

图6 注浆孔布置平面图

图7 注浆孔布置剖面图

4.2 注浆孔施工工艺

注浆钻孔施工完成后，立即向孔内布设注浆管及封口套管，封口完成后，当工作面推进至1#联巷40 m时开始进行，从1#联巷左侧煤柱开始，顺次进行。为避免因煤柱边壁破碎发生浆体泄露，注浆口使用无缝钢管封闭，封孔距离为3 m；为避免孔内掉落煤块堵孔，未封孔部分嵌入直径35 mm的PE管，长度为7 m，两者采取插接方式。封孔的主要作用在于避免浆体泄露，提高浆体利用率及注浆效果，封孔方式见图8.孔口与孔内两套钢管连接位置环绕铁丝网并进行焊接，钢管端部利用棉质纱布封堵，随即插入注浆管进行注浆作业。

图8 注浆钻孔封孔方式图

5 现场应用效果分析

采用煤柱钻孔注浆加固方法在现场进行实践，为了验证该方法的可靠性，对1#联巷顶底板及两帮位移情况进行监测，监测结果见图9.

图9 巷道位移监测结果图

由图9可知，随着工作面与1#联巷距离的减小，巷道顶底板及两帮位移整体表现为增加趋势，以巷道顶板下沉量最为显著，总体巷道变形值比较接近，当工作面推进距空巷10 m时，巷道整体变形量达到峰值。此时，顶板下沉量约为197 mm，底鼓量约为147 mm，两帮移近量最大约为178 mm，可以看出，通过对空巷煤柱进行注浆加固，巷道变形值均在允许范围内，整体变形较小，巷道稳定性良好。

6 结 论

1)通过数值模拟分析，当工作面推近10 m时，煤柱顶板应力峰值约为10.5 MPa；当工作面推进40 m时，顶板应力最高值出现在近采空区煤柱内部，约为12.4 MPa；当工作面推进70 m时，煤柱与空巷之间的顶板应力峰值相互叠加，应力最高值可达14.6 MPa，煤柱存在失稳破坏风险。

2)通过构建煤柱失稳力学模型，煤柱上方顶板支撑压力峰值来源于空巷顶板压力峰值与工作面压力峰值的叠加，煤柱承受的集中载荷超过了煤柱的极限强度，导致顶板失稳破坏，计算得到煤柱极限稳定宽度为9.9 m.

3)采用空巷煤柱钻孔注浆加固方法，通过现场监测可知，当工作面推进距空巷10 m时，巷道顶板最大下沉量约为197 mm，底鼓量约为147 mm，两帮最大移近量约为178 mm，巷道整体稳定性良好，有效防止了煤柱片帮冒顶风险。