摘 要：【目的】深井大采高工作面沿空掘巷后所留設的煤柱穩(wěn)定性差，沿空巷道在服務周期內(nèi)受集中應力及采動影響作用變形嚴重，圍巖變形控制難度大。對深井強采動工作面煤柱及回采巷穩(wěn)定性控制技術進行研究，可有效解決上述問題，實現(xiàn)煤炭資源安全高效開采?！痉椒ā恳詣⑶f煤礦一水平采區(qū)為工程背景，通過試驗及現(xiàn)場調(diào)研對其進行地質(zhì)力學評估，確定一水平采區(qū)圍巖力學特性及松動破壞范圍，通過數(shù)值模擬分析煤柱及沿空巷道破壞變形的主要原因?！窘Y果】結合數(shù)值模擬研究提出“爆破切頂與注漿加固”相結合的圍巖穩(wěn)定性控制技術，通過理論分析確定了爆破切頂?shù)母叨葹?3.6 m，炮孔的間距為1.5 m。【結論】進行了現(xiàn)場工業(yè)性試驗并對應用效果進行了監(jiān)測，現(xiàn)場試驗監(jiān)測結果表明，采用爆破切頂與注漿加固控制技術后，131304工作面煤柱受采動影響后穩(wěn)定性良好，131306沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性得到有效控制，研究結果可為同類工程提供參考。

關鍵詞：沿空掘巷；煤柱穩(wěn)定性；爆破切頂；注漿加固；巷道圍巖控制

中圖分類號：TD325? ? ?文獻標志碼：A? ? ?文章編號：1003-5168（2024）07-0037-05

DOI：10.19968/j.cnki.hnkj.1003-5168.2024.07.008

Research on Stability Control Technology of Coal Pillar and Mining Roadway in Deep Well Strong Mining Working Face

ZHAN Xinfu

（Middling Coal Xinji Energy Co.， Ltd.， Huainan 232000， China）

Abstract： [Purposes] The stability of the coal pillars left behind by the goaf excavation in the deep mining high mining face is poor. The goaf excavation is severely deformed due to concentrated stress and mining influence during the service cycle， making it difficult to control the deformation of the surrounding rock. The research on stability control technology for coal pillars and mining roadway in deep well strong mining working face can effectively solve the above problems and achieve safe and efficient mining of coal resources. [Methods] This article takes the first level of Liuzhuang Coal Mine as the engineering background. Through laboratory experiments and on-site investigations， the geological mechanics evaluation of the first level mining area was carried out， and the mechanical characteristics and loosening and failure range of the surrounding rock of the first level were mastered. The main reasons for the failure and deformation of coal pillars and goaf tunnels were analyzed through numerical simulation. [Findings] A rock stability control technology combining "blasting top cutting and grouting reinforcement" was proposed through numerical simulation research. Through theoretical analysis， the height of the blasting top cutting was determined to be 23.6 m， and the spacing between the blast holes was 1.5 m.[Conclusions] On-site industrial experiments were conducted and the application effect was monitored. The monitoring results of the on-site experiments showed that after using blasting top cutting and grouting reinforcement control technology， the stability of the coal pillar in the 131304 working face was good after being affected by mining， and the stability of the surrounding rock in the 131306 goaf excavation roadway was effectively controlled. The research results can provide reference for similar projects.

Keywords： tunneling along goaf; coal pillar stability; blasting top cutting; grouting reinforcement; tunnel surrounding rock control

0 引言

隨著采煤裝備的更新及技術水平的提高，我國煤礦開采深度逐年增加，目前已有近50處礦井埋深超過1 000 m，近200處礦井埋深超過800 m。隨著煤層埋深的增加，采煤工作面受 “三高一擾動”的影響，礦井災害頻發(fā)，如巷道圍巖大變形、礦井沖擊地壓、礦山壓力顯現(xiàn)明顯，嚴重影響深部煤炭資源的安全高效開采［1］。針對深井開采巷道圍巖穩(wěn)定性，國內(nèi)學者已有部分研究，其中，李迎富［2］采用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場監(jiān)測等方法，研究了深井動壓巷道的圍巖變形規(guī)律；通過正交數(shù)值模擬試驗得出各影響因素與深井動壓巷道圍巖變形之間的關系，確定了影響深井動壓巷道圍巖穩(wěn)定性的指標，并在此基礎上進行深井動壓巷道圍巖穩(wěn)定性模糊分類。竹志強等［3］對常村礦S520運輸大巷在小煤柱、大跨度、受構造和采動雙重影響條件下，應用動態(tài)信息設計方法，建立大模型模擬不同加固方案與支護參數(shù)，得出了最佳加固方案。羅紅福等［4-8］研究了回采巷道受動壓的影響規(guī)律，認為噴、注漿可以有效提高圍巖強度，控制動壓巷道變形。綜上所述，目前對深井動壓巷道控制技術已有一定的研究成果，但尚無綜合性的控制技術。因此，開展深井強采動工作面煤柱及回采巷穩(wěn)定性控制技術研究有著重要的理論價值和實際應用意義。

本研究以劉莊煤礦一水平采區(qū)沿空掘巷為工程背景，采用理論分析、數(shù)值模擬，以及現(xiàn)場工業(yè)性試驗和監(jiān)測等手段，對深井強采動工作面煤柱及回采巷穩(wěn)定性控制技術進行研究，并制定相應的技術措施，可為同類工程提供參考。

1 工程背景與地質(zhì)力學評估

劉莊煤礦一水平采區(qū)開采標高為-762 m以上。主要開采13-1、11-2煤，煤層均厚約4.5 m，平均傾角為15.0°。工作面為走向長壁布置，相鄰綜合開采工作面一般采取沿空掘巷布置方式，區(qū)段煤柱平均寬10 m。在研究過程中，通過對一水平采區(qū)進行了地質(zhì)力學評估，對圍巖物理力學性能進行測試，選用地質(zhì)雷達對圍巖松動圈進行測試，選用鉆孔窺視儀對圍巖穩(wěn)定層進行窺視分析。地質(zhì)力學評估設備如圖1所示。

本研究對一水平采區(qū)巷道圍巖進行物理力學測試，結果見表1。按照工程巖體分類標準［9］，巷道頂板屬于中硬及堅硬巖層，煤層屬于軟弱煤體，通過鉆孔窺探可見，巷道兩幫裂隙發(fā)育明顯，頂板裂隙發(fā)育輕微，基本頂巖層基本無裂隙發(fā)育。通過圍巖松動破壞探測可知，巷道頂板、左幫、右?guī)?、底板的松動破壞范圍分別為3.42 m、7.49 m、7.34 m、4.43 m。通過地質(zhì)力學評估可知，劉莊煤礦一水平采區(qū)幫部破壞嚴重，尤其是煤柱幫，頂板破壞輕微。在現(xiàn)場工業(yè)性試驗過程中，巷道受動壓影響變形嚴重。為保證礦井安全高效生產(chǎn)，擬采用多種方法相結合的方式提升深井動壓工作面煤柱及回采巷圍巖的穩(wěn)定性。

2 數(shù)值模擬

結合一水平采區(qū)的地質(zhì)概況，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，同時利用犀牛軟件，建立模擬模型如圖2（a）所示。所構建的模型長寬高為270.6 m×120 m×104.3 m，在模型頂部施加20 MPa的應力，以模擬上覆巖層容重。建模后提前劃分錨桿（索）等支護體系，導出DXF文件，開挖巷道后同步導入DXF源文件，賦予文件參數(shù)進行計算，以模擬支護體系，支護體系如圖2（b）所示。

建模完成后進行開挖計算，模擬的內(nèi)容主要包括一次采動及二次采動后巷道圍巖及煤柱的塑性破壞情況和煤柱的受力變化特征。塑性破損情況如圖3所示。

由圖3可知，回采巷道在掘巷初期，圍巖無明顯破壞，煤柱內(nèi)存在大范圍的彈性區(qū)域。在受到一次采動影響后，由于煤柱尺寸較小，整體呈現(xiàn)塑性破壞狀態(tài)；在受二次采動影響時，煤柱塑性破壞加劇，同時，實體煤幫也發(fā)生較為嚴重的塑性破壞。煤柱受采動影響后內(nèi)部應力分布如圖4所示。

由圖4可知，在煤柱受一次采動影響時，煤柱內(nèi)部的應力峰值為32.7 MPa，應力集中系數(shù)為1.64；當煤柱受二次采動影響后，煤柱內(nèi)的應力值迅速增大，最大的應力值為46.9 MPa，應力集中系數(shù)為2.35。一次采動后煤柱呈現(xiàn)整體塑性破壞，塑性破壞的煤柱與塑性破壞的煤體在較高的應力作用下，隨時間推移，會發(fā)生嚴重蠕變破壞，導致巷道發(fā)生嚴重變形，影響煤炭資源安全高效生產(chǎn)。為控制巷道變形，提高圍巖及煤柱的穩(wěn)定性，需要提升煤柱強度，防止其發(fā)生嚴重的塑性破壞。同時，需要減弱煤柱內(nèi)發(fā)生嚴重的應力集中程度。

3 切頂高度分析

煤炭資源回采后，頂板隨著開采范圍的增大，發(fā)生初次破斷及周期破斷，工作面煤體后側上方及煤柱側上方頂板在斷裂后會形成一定的懸臂結構，具體如圖5所示。懸臂結構回轉(zhuǎn)下沉會造成煤柱內(nèi)產(chǎn)生應力集中。

為減弱煤柱內(nèi)的應力集中，可采用切頂方式控制懸臂結構對工作面煤柱的影響。切頂高度是影響切頂效果的關鍵因素。工作面回采后，頂板垮落后再次承載覆巖容重，垮落巖體的層數(shù)可由式（1）確定。

[hmc-（hmc（1-η）P0+i=1Ycmhi（Pi-1））=0] （1）

式中：hmc為工作面采高，m；η為工作面回采率；P0、Pi為煤層、第i層頂板的碎脹系數(shù)；i為頂板巖層的層序編號；Ycm為充滿采空區(qū)的頂板巖層的層序數(shù)。

通過計算可知，當Ycm=9時，冒落帶高度為29.05 m，冒落帶范圍內(nèi)存在兩層硬巖層，分別為第4層6.67 m細砂巖和第6層6.17 m細砂巖。頂板硬巖層垮落順序為順序垮落：第4層6.67 m細砂巖垮落后，第6層6.17 m細砂巖垮落。因此，應采用人工預裂爆破措施弱化硬巖層，減小131306工作面超前支承壓力和采空區(qū)垮落趨穩(wěn)時間。初步設計切頂高度為Hd=23.6 m。

爆破時一般采用不耦合裝藥，破裂區(qū)半徑的計算公式見式（2）。

[pr=18ρeD2e（rcrb）6n] （2）

式中：rc為藥卷半徑，取31.5 mm；n為爆生氣體碰撞巖壁產(chǎn)生的應力增大倍數(shù)，一般8～11，本研究取n=11。

本研究工作面超前預裂爆破采用不耦合裝藥方式，根據(jù)式（2），Pr=0.727 8～1.968 6 m，平均為1.099 5 m，炮眼排距應小于2Pr，因此，炮孔間距Lp=1.5 m。

4 煤柱及圍巖穩(wěn)定控制技術與應用效果分析

為減少懸臂結構對煤柱的影響，在131304工作面皮帶順槽對砂巖頂板進行超前深孔爆破強制放頂，炮孔布置在工作面超前30 m，，爆破循環(huán)步距取30 m，以降低對131306軌道順槽煤柱的采動影響。同時，采用KWJG-2 久米納礦用無機充填加固材料深孔高壓注漿全斷面加固煤柱、頂板和煤幫， 以改變煤柱的物理特性，提升煤柱的承載能力。為檢驗應用效果，在相鄰的131306工作面的軌道順槽采用“十字布點法”布置表面位移監(jiān)測站，監(jiān)測巷道受一次采動影響的變形情況，監(jiān)測結果如圖6所示。

由圖6可知，切頂及注漿加固后，相鄰工作面的軌道順槽在受一次采動影響前，變形相對緩慢。受到一次采動影響后，巷道變形量急劇增大。隨著與工作面距離的增大，巷道變形再次趨于穩(wěn)定，達到穩(wěn)定狀態(tài)時，巷道頂?shù)鬃畲笞冃瘟繛?40 mm左右，兩幫最大變形量為290 mm。巷道在服務周期內(nèi)雖有一定的變形，但無需復修即可正常使用。研究表明，所采取切頂卸壓及注漿加固技術措施可有效保證煤柱及巷道圍巖穩(wěn)定。

5 結論

本研究以劉莊煤礦一水平采區(qū)131304工作面為工程背景，采用試驗、理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測等多種研究手段相結合的方式，對深井強采動工作面煤柱及回采巷穩(wěn)定性控制技術進行研究，得出以下結論。

①劉莊煤礦一水平采區(qū)埋深較大，工作面原巖應力較高，煤體較為軟弱，煤層頂板有厚硬砂巖，頂板相對穩(wěn)定，工作面回采巷采用沿空掘巷方式布置，巷道變形較為嚴重。

②通過數(shù)值模擬可知，巷道受一次采動后煤柱整體塑性破壞；受二次采動影響后，煤體內(nèi)積聚的應力值急劇升高，導致巷道出現(xiàn)嚴重變形。本研究結合工程實踐情況，提出爆破切頂與注漿加固相結合的技術措施，確定切頂高度為23.6 m，炮孔間距為1.5 m。

③本研究采取控制技術后，對131306工作面沿空巷道變形進行監(jiān)測，巷道頂?shù)鬃畲笞冃瘟繛?40 mm左右，兩幫最大變形量為290 mm，無須修復可直接使用。研究表明，采取切頂卸壓及注漿加固技術措施可有效保證煤柱及巷道圍巖穩(wěn)定，可為同類工程提供參考。

參加文獻：

［1］李化敏，付凱.煤礦深部開采面臨的主要技術問題及對策［J］.采礦與安全工程學報，2006，23（4）：468-471.

［2］李迎富.潘三礦深井動壓回采巷道圍巖穩(wěn)定性分類及其支護設計［D］.淮南：安徽理工大學，2006.

［3］竹志強，李甲林，張亞奇.小煤柱大跨度巷道群預應力注漿錨索加固工程［J］.煤礦開采，2001（3）：33-35，8.

［4］羅紅福，李圓鴻，周騰飛.沿空巷道預留煤柱噴、注漿加固［J］.煤，2010，19（8）：74-75，100.

［5］梅光發(fā).錨桿錨索注漿加固聯(lián)合支護技術在小煤柱沿空掘巷中的應用［J］.煤，2011，20（11）：30-31，45.

［6］陳泉建.大埋深三軟煤層沿空掘巷小煤柱中空注漿錨索裸注加固技術［J］.中國煤炭，2017，43（6）：57-61，71.

［7］張文彬.綜采工作面小煤柱注漿加固工藝及效果研究［J］.煤炭工程，2018，50（5）：64-67.

［8］韓晉光.注漿加固技術在小煤柱沿空掘巷中的應用研究［J］.能源與節(jié)能，2020（8）：171-173.

［9］鄔愛清，柳賦錚.國標《工程巖體分級標準》的應用與進展［J］.巖石力學與工程學報， 2012， 31（8）：11-18.

收稿日期：2023-07-16

作者簡介：詹新福（1977—），男，本科，中級采礦工程師，研究方向：采礦工程設計、深井支護。