沿空煤巷过断层破碎带围岩控制技术研究

殷帅峰，李娅琪，李 昊，石松豪，任宇新

(1.华北科技学院 安全工程学院,北京 101601；2.中国矿业大学(北京)能源与矿业学院，北京 100083)

随着我国煤炭资源的日益减少，提高矿井煤炭资源采出率对煤炭行业的可持续发展具有重要意义，实现工作面窄煤柱沿空掘巷是提高采区采出率的有效方法之一[1-4]。煤层开采地质条件错综复杂，在巷道掘进过程中经常遇到断层，当巷道经过断层破碎区时，巷道围岩变形增大，会导致支护体乃至整个巷道的失稳破坏[5-7]。针对沿空掘巷和巷道掘进遇断层等情况下的巷道稳定问题，我国学者分别进行了大量研究。

沿空掘巷方面，张科学[8]、郑铮[9]等采用理论计算和数值模拟相结合的方法，对沿空掘巷煤柱留设的合理宽度进行了研究；张广超等[10]采用数值分析方法研究了大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度，并针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术；郭金刚等[11]针对特厚煤层综放沿空掘巷采动影响范围大、围岩质裂隙及煤柱稳定性差等问题，提出了一整套的围岩控制技术，并阐明了其支护机理；杜江涛[12]研究了采空区下方综放工作面不同煤柱宽度围岩变形量，结果表明，随着窄煤柱宽度的加大，围岩变形量呈先减小后增大的趋势。

巷道过断层方面，陈辉[13]、谢小平[14]等采用理论分析和数值模拟研究方法，研究了断层附近巷道围岩破坏变形机理；刘明等[15]针对逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓等问题，提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施；王俊良[16]采用FLAC3D数值模拟软件研究了巷道过导水断层时的应力、变形及破坏特征，并针对性地提出了“超前深孔帷幕注浆堵水+局部超前小导管注浆+锚带网索梁”联合支护技术；史红邈[17]为研究近断层巷道开挖稳定性及其合理的支护措施，利用数值模拟软件研究了巷道开挖过程中断层前后方围岩的应力场、变形场及塑性区等，在此基础上提出了“锚杆+注浆加固”的支护技术。

笔者以上述研究为基础，以钱营孜煤矿W3220沿空掘巷为工程背景，系统开展该矿地质条件下沿空掘巷过断层围岩控制研究，并进行现场工业化试验。

1 工程概况

W3220工作面位于钱营孜煤矿西二采区西北翼，上邻F22正断层，下邻W3222工作面采空区。探煤资料显示，工作面内煤层赋存稳定，局部夹矸发育，煤厚1.7～4.6 m，平均煤厚3.1 m。工作面内断层发育，整体呈一西北高东南低的单斜构造，倾向115°，倾角10°。根据邻近工作面巷道实揭情况，W3220工作面机巷沿空掘进过程中会遇到一断层，倾角30°～35°，落差3.0 m。巷道布置图及地质柱状图如图1～2所示。

图1 巷道布置图

图2 地质柱状图

2 沿空煤巷窄煤柱宽度确定

2.1 窄煤柱宽度留设的上限值确定

上区段工作面回采后，基本顶发生破断并相互咬合形成稳定铰接结构，上覆岩层压力传递到实体煤上的支承压力明显地分为2个部分[18-20]，分别为“内应力场”S1和“外应力场”S2，如图3所示。

图3 内外应力场模型

沿空巷道布置在“内应力场”范围内是沿空掘巷窄煤柱宽度留设的基本要求，即沿空巷道宽度和窄煤柱宽度满足如下关系[21]：

S1≥L煤柱+L巷道

(1)

式中：S1为内应力场宽度，m；L煤柱为煤柱宽度，m；L巷道为巷道宽度，m。

其中，内应力场范围关系式为[22]:

(2)

式中：γ为基本顶平均重度，25 000 N/m3；a为工作面长度，360 m；M为基本顶厚度，4.79 m；L为基本顶初次来压步距，46 m；G0为顶板断裂线周围煤体刚度，1.08×109Pa；y0为煤壁煤体压缩量值，0.9 m。

计算得到S1=12.2 m，由于L巷道=5.1 m，则煤柱宽度最大值为7.1 m。

2.2 窄煤柱宽度留设的下限值确定

护巷煤柱宽度留设过低时，在上覆岩层载荷作用下将失去基本的承载能力，产生严重破坏，不利于锚杆索的锚固支护。因此，根据护巷煤柱极限平衡理论，煤柱宽度应满足[23]：

L≥x1+x2+x3

(3)

式中：L为煤柱宽度，m;x1为煤柱破碎区范围，m；x2为煤柱中锚杆有效长度，1.2 m；x3为煤柱稳定系数，x3=0.2(x1+x2)，m。

其中，x1的解析表达式为[24]：

(4)

式中：m为最大煤层采厚,m；A为侧压系数，A=μ/(1-μ)；μ为泊松比，0.15；k为应力集中系数；γ为岩层平均重度,N/m3；H为巷道埋深,m；C为煤层界面的黏聚力,MPa；φ为煤层界面的内摩擦角，25°；p为对煤帮的支护阻力，0.2 MPa。

依据W3220工作面数据，得到x1=3.1 m。代入式(3)计算，则煤柱最小宽度为5.2 m。

3 沿空煤巷过断层破碎带数值模型分析

3.1 数值模型建立与模拟方案

根据钱营孜煤矿W3220机巷生产地质条件，建立如图4所示的数值模型。巷道为宽5 m、高3.1 m的矩形断面，工作面沿y轴负方向推进。模型底部及四周为位移约束，上部为应力约束。煤层与岩层破坏分别符合应变软化与莫尔-库仑失效准则。

图4 沿空煤巷过断层破碎带数值模型

模型采用实体单元建模方法分别建立DFX28正断层的下盘、上盘与断层破碎带，断层倾角为30°，落差为3 m，核心破碎区宽度为3 m。模型在开挖到40 m位置时巷道过断层破碎带，模拟分析图1所示不同剖面沿空煤巷围岩应力分布模式,以及塑性破坏响应特征，进而为巷道支护参数设计提供指导。

3.2 模拟结果分析

上工作面回采及沿空煤巷掘进后，巷道不同位置的应力分布特征如图5所示。

(a)1—1剖面

由图5可知，不同剖面位置沿空煤巷顶底板围岩应力均处于低应力状态。1—1剖面位置时，由于距离断层破碎带较远，实体煤侧应力集中较明显，而煤柱侧应力集中现象不明显，其受力较弱，煤柱承载能力较差。随着沿空煤巷掘进，由于距离断层破碎带较近，2—2剖面位置的实体煤侧应力集中程度较1—1剖面大幅下降，煤柱侧受力较1—1剖面更弱，承载能力更差。模拟开挖沿空煤巷穿越断层时，即3—3剖面位置，巷道断面发生改变，应力发生较大调整，实体煤侧与煤柱侧不再有应力集中现象，煤柱受力极弱，承载能力不足，围岩收敛量急剧增大，巷道发生剧烈挤压变形。沿空煤巷开掘过断层后，即4—4剖面位置，实体煤侧开始出现应力集中现象，而煤柱受力仍然较弱。随着掘进工作面推进，沿空煤巷在5—5剖面位置时，实体煤侧与煤柱侧均存在一定程度的应力集中现象，煤柱受力得到较大恢复，承载能力较其他剖面位置的煤巷大幅提高，煤柱较好地发挥了对顶板的支撑作用。

上工作面回采及沿空煤巷掘进后，巷道不同位置塑性区分布特点如图6所示。

(a)1—1剖面

由图6可知，不同剖面位置沿空煤巷塑性破坏状态存在较大差异。1—1剖面位置时，由于距离断层破碎带较远，受破碎带影响较弱，煤巷顶板存在小区域的弹性核区。随着煤巷掘进，断层破碎带逼近，2—2剖面位置的煤巷顶帮均已进入塑化状态。开挖沿空煤巷穿越断层时，即3—3剖面位置，塑性破坏范围进一步扩大，煤巷周边煤岩体破碎松散，巷道围岩自承载能力大大削弱。沿空煤巷开掘过断层后，即4—4剖面位置，煤巷顶板恢复了一部分弹性核区，但煤巷围岩塑性破坏范围仍然较大。随着掘进工作面推进，沿空煤巷在5—5剖面位置时，由于距离断层破碎带较远，受断层构造影响弱，顶板弹性核区范围进一步扩大，实体煤帮塑性破坏范围相比于其他剖面位置较小，煤巷围岩塑性破坏范围恢复至正常巷道开掘水平，在此情况下对巷道顶板施工锚索，锚索在顶板深部稳定岩层、中部塑性破坏岩层、浅部破碎岩层和锚索大托盘之间形成“强—弱—强”的支护系统，能较好地发挥锚杆索悬吊锚固作用。

4 窄煤柱沿空煤巷过断层破碎带围岩控制技术

4.1 沿空煤巷过断层破碎带围岩控制难点

1)处于断层破碎带附近的沿空煤巷围岩通常表现出软弱破碎、裂隙节理发育及膨胀性突出等复合型软岩特征，受采掘扰动影响后，围岩岩性大大弱化，强度明显降低，极易发生崩解、泥化及剪胀破坏，导致围岩丧失其自身稳定性，从而发生冒顶、片帮等事故。

2)断层破碎带围岩受到构造应力影响，残余应力较大，使软岩巷道地质力学环境愈加恶劣化，加上其受动载作用叠加影响，过断层破碎带沿空煤巷围岩松动圈范围大于常规围岩，极易发生局部垮冒。

没几天，刘建给我打来电话透露点信息，说大发厂对抛光车间的员工全部做了体检，新发了头罩口罩，质量好，工价也提了，员工工资普遍涨了几百块。我知道，一定是李霞给林老板建议了。

3)32煤层属于中厚煤层，上工作面开采强度较大，采场顶板垮落范围大，在断层恶劣地质力学环境影响下，加大了围岩塑性破坏范围。并且基本顶的回转造成采空区煤柱破坏严重，在此条件下掘进煤巷与回采本工作面，煤柱将受到3次剧烈采动影响，承载能力被极大削弱，造成巷道开挖后短期内可形成大范围破碎[25-27]。

4.2 沿空煤巷过断层破碎带围岩控制对策

首先，对沿空煤巷断层破碎带进行超前注浆加固，使破碎岩石致密程度增加，增强岩体的整体性和抵抗外力破坏的能力，为后续支护打好基础；其次，对围岩及时实施主动支护，抑制巷道围岩早期变形；再次，提高两帮、底角及顶角煤岩体承载能力，抑制关键承载部位的剪切破坏；最后，在顶板高强高预应力锚杆支护基础上，进行高强预应力锚索补强顶板支护，在顶板深部稳定岩层、中部塑性破坏岩层、浅部破碎岩层和锚索托盘四者之间形成“强—弱—强”的科学支护体系，避免顶板出现离层、大变形甚至冒顶现象。

基本控制思路：对沿空煤巷断层破碎带进行超前注浆加固；对巷道顶帮进行高强锚杆主动支护，并且顶角及底角锚杆偏移15°,以控制关键承载部位的剪切破坏。此外，对巷道顶板进行高强长锚索补强支护，控制顶板围岩大变形。锚固在围岩深部的补强长锚索及围岩浅部的高强高预应力锚杆，此两者与沿空煤巷围岩将形成整体统一高强锚固承载结构,如图7所示。

图7 高强锚固承载结构示意图

该结构在巷道浅部围岩表现为锚杆与锚杆的相互挤压，对浅部围岩破碎区岩体起到保护、支撑作用，使浅部破碎岩体不被挤出，形成围岩浅部的高强预应力锚固承载结构。此外，顶板补强长锚索的施加，不仅强化了浅部锚杆承载结构，又在深部围岩中形成补强预应力承载结构，在提高浅部围岩抵抗破坏的能力基础上，将深部岩体牢靠锚固，从而达到深浅部岩体协调工作的状态。

4.3 具体支护参数

超前预注浆时浆液为425号水泥浆液，注浆压力为1.5～2.5 MPa，水灰比为(0.7～1)∶1，单孔注浆时间不少于30 min。顶板锚杆选用ø22 mm×2 400 mm左旋无纵筋锚杆，间排距800 mm×800 mm，托板规格150 mm×150 mm×10 mm，采用菱形金属网护顶，KTM4钢带护板。顶板补强锚索选用ø21.8 mm×6 200 mm高强锚索，间排距1 600 mm×1 600 mm。巷帮选用ø20 mm×2 000 mm左旋全螺纹钢高强锚杆，底角、顶角锚索偏移15°，间排距800 mm×800 mm，采用KTM4钢带护板，网片采用菱形金属网护帮。支护方案如图8所示。

图8 支护方案图

4.4 工程监测

为了监测W3220机巷掘进效果，在机巷掘进支护完成后设置典型截面观测站，对窄煤柱沿空煤巷过断层破碎带时的围岩变形情况进行实时监测，结果如图9所示。

图9 巷道围岩收敛变形情况

由图9可知，沿空煤巷36 d后围岩变形趋于稳定，煤柱侧顶板、实体煤侧顶板、煤柱帮及实体煤帮最大变形量分别为66、62、59、47 mm，变形量处于可控范围内。

本工作面回采期间巷道围岩的变形监测结果对验证支护系统的合理性更具说服力，本工作面回采期间巷道围岩收敛变形量如图10所示。

图10 本工作面回采期间围岩变形量

由图10可知，本工作面回采期间，距离工作面60～35 m内围岩变形量相对平稳，距工作面35～20 m内围岩变形量逐渐增加，在进入20 m范围内时，沿空煤巷围岩变形量增速达到最大值。工作面回采期间，煤柱侧顶板、实体煤侧顶板、煤柱帮及实体煤帮最大变形量分别为390、362、343、311 mm，沿空煤巷整体变形量没有影响工作面的正常回采。可见，支护系统实现了对采动影响沿空巷道的有效控制。

5 结论

1)基于采空侧煤体内外应力场分布特征,以及护巷窄煤柱的极限平衡理论，并结合矿井具体地质条件，确定缓倾斜中厚煤层沿空煤巷过断层破碎带护巷窄煤柱合理留设宽度为6 m。

2)采用FLAC3D数值模拟软件研究了沿空煤巷不同监测位置围岩应力分布模式及塑性破坏响应特征。明确了沿空煤巷过断层破碎带围岩控制三大难点，即围岩呈复合型软岩特征、断层复杂构造应力围岩易失稳及采掘扰动明显，提出了“超前注浆加固+高强度高预应力锚杆+顶板补强长锚索+KTM4钢带+菱形钢筋网”的综合加固支护技术。

3)采用综合加固支护技术后，W3220机巷在过断层破碎带时巷道围岩变形能在36 d后趋于稳定，煤柱侧顶板、实体煤侧顶板、煤柱帮及实体煤帮最大变形量分别为66、62、59、47 mm。工作面回采期间，沿空煤巷整体变形量没有影响工作面正常回采，支护系统实现了对采动影响沿空巷道的有效控制。