深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术研究

摘 要：【目的】深井大采高工作面沿空掘巷后所留設的煤柱稳定性差，沿空巷道在服务周期内受集中应力及采动影响作用变形严重，围岩变形控制难度大。对深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术进行研究，可有效解决上述问题，实现煤炭资源安全高效开采。【方法】以刘庄煤矿一水平采区为工程背景，通过试验及现场调研对其进行地质力学评估，确定一水平采区围岩力学特性及松动破坏范围，通过数值模拟分析煤柱及沿空巷道破坏变形的主要原因。【结果】结合数值模拟研究提出“爆破切顶与注浆加固”相结合的围岩稳定性控制技术，通过理论分析确定了爆破切顶的高度为23.6 m，炮孔的间距为1.5 m。【结论】进行了现场工业性试验并对应用效果进行了监测，现场试验监测结果表明，采用爆破切顶与注浆加固控制技术后，131304工作面煤柱受采动影响后稳定性良好，131306沿空掘巷围岩稳定性得到有效控制，研究结果可为同类工程提供参考。

关键词：沿空掘巷；煤柱稳定性；爆破切顶；注浆加固；巷道围岩控制

中图分类号：TD325     文献标志码：A     文章编号：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

随着采煤装备的更新及技术水平的提高，我国煤矿开采深度逐年增加，目前已有近50处矿井埋深超过1 000 m，近200处矿井埋深超过800 m。随着煤层埋深的增加，采煤工作面受 “三高一扰动”的影响，矿井灾害频发，如巷道围岩大变形、矿井冲击地压、矿山压力显现明显，严重影响深部煤炭资源的安全高效開采［1］。针对深井开采巷道围岩稳定性，国内学者已有部分研究，其中，李迎富［2］采用理论分析、数值模拟及现场监测等方法，研究了深井动压巷道的围岩变形规律；通过正交数值模拟试验得出各影响因素与深井动压巷道围岩变形之间的关系，确定了影响深井动压巷道围岩稳定性的指标，并在此基础上进行深井动压巷道围岩稳定性模糊分类。竹志强等［3］对常村矿S520运输大巷在小煤柱、大跨度、受构造和采动双重影响条件下，应用动态信息设计方法，建立大模型模拟不同加固方案与支护参数，得出了最佳加固方案。罗红福等［4-8］研究了回采巷道受动压的影响规律，认为喷、注浆可以有效提高围岩强度，控制动压巷道变形。综上所述，目前对深井动压巷道控制技术已有一定的研究成果，但尚无综合性的控制技术。因此，开展深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术研究有着重要的理论价值和实际应用意义。

本研究以刘庄煤矿一水平采区沿空掘巷为工程背景，采用理论分析、数值模拟，以及现场工业性试验和监测等手段，对深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术进行研究，并制定相应的技术措施，可为同类工程提供参考。

1 工程背景与地质力学评估

刘庄煤矿一水平采区开采标高为-762 m以上。主要开采13-1、11-2煤，煤层均厚约4.5 m，平均倾角为15.0°。工作面为走向长壁布置，相邻综合开采工作面一般采取沿空掘巷布置方式，区段煤柱平均宽10 m。在研究过程中，通过对一水平采区进行了地质力学评估，对围岩物理力学性能进行测试，选用地质雷达对围岩松动圈进行测试，选用钻孔窥视仪对围岩稳定层进行窥视分析。地质力学评估设备如图1所示。

本研究对一水平采区巷道围岩进行物理力学测试，结果见表1。按照工程岩体分类标准［9］，巷道顶板属于中硬及坚硬岩层，煤层属于软弱煤体，通过钻孔窥探可见，巷道两帮裂隙发育明显，顶板裂隙发育轻微，基本顶岩层基本无裂隙发育。通过围岩松动破坏探测可知，巷道顶板、左帮、右帮、底板的松动破坏范围分别为3.42 m、7.49 m、7.34 m、4.43 m。通过地质力学评估可知，刘庄煤矿一水平采区帮部破坏严重，尤其是煤柱帮，顶板破坏轻微。在现场工业性试验过程中，巷道受动压影响变形严重。为保证矿井安全高效生产，拟采用多种方法相结合的方式提升深井动压工作面煤柱及回采巷围岩的稳定性。

2 数值模拟

结合一水平采区的地质概况，采用FLAC3D数值模拟软件，同时利用犀牛软件，建立模拟模型如图2（a）所示。所构建的模型长宽高为270.6 m×120 m×104.3 m，在模型顶部施加20 MPa的应力，以模拟上覆岩层容重。建模后提前划分锚杆（索）等支护体系，导出DXF文件，开挖巷道后同步导入DXF源文件，赋予文件参数进行计算，以模拟支护体系，支护体系如图2（b）所示。

建模完成后进行开挖计算，模拟的内容主要包括一次采动及二次采动后巷道围岩及煤柱的塑性破坏情况和煤柱的受力变化特征。塑性破损情况如图3所示。

由图3可知，回采巷道在掘巷初期，围岩无明显破坏，煤柱内存在大范围的弹性区域。在受到一次采动影响后，由于煤柱尺寸较小，整体呈现塑性破坏状态；在受二次采动影响时，煤柱塑性破坏加剧，同时，实体煤帮也发生较为严重的塑性破坏。煤柱受采动影响后内部应力分布如图4所示。

由图4可知，在煤柱受一次采动影响时，煤柱内部的应力峰值为32.7 MPa，应力集中系数为1.64；当煤柱受二次采动影响后，煤柱内的应力值迅速增大，最大的应力值为46.9 MPa，应力集中系数为2.35。一次采动后煤柱呈现整体塑性破坏，塑性破坏的煤柱与塑性破坏的煤体在较高的应力作用下，随时间推移，会发生严重蠕变破坏，导致巷道发生严重变形，影响煤炭资源安全高效生产。为控制巷道变形，提高围岩及煤柱的稳定性，需要提升煤柱强度，防止其发生严重的塑性破坏。同时，需要减弱煤柱内发生严重的应力集中程度。

3 切顶高度分析

煤炭资源回采后，顶板随着开采范围的增大，发生初次破断及周期破断，工作面煤体后侧上方及煤柱侧上方顶板在断裂后会形成一定的悬臂结构，具体如图5所示。悬臂结构回转下沉会造成煤柱内产生应力集中。

为减弱煤柱内的应力集中，可采用切顶方式控制悬臂结构对工作面煤柱的影响。切顶高度是影响切顶效果的关键因素。工作面回采后，顶板垮落后再次承载覆岩容重，垮落岩体的层数可由式（1）确定。

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

式中：hmc为工作面采高，m；η为工作面回采率；P0、Pi为煤层、第i层顶板的碎胀系数；i为顶板岩层的层序编号；Ycm为充满采空区的顶板岩层的层序数。

通过计算可知，当Ycm=9时，冒落带高度为29.05 m，冒落带范围内存在两层硬岩层，分别为第4层6.67 m细砂岩和第6层6.17 m细砂岩。顶板硬岩层垮落顺序为顺序垮落：第4层6.67 m细砂岩垮落后，第6层6.17 m细砂岩垮落。因此，应采用人工预裂爆破措施弱化硬岩层，减小131306工作面超前支承压力和采空区垮落趋稳时间。初步设计切顶高度为Hd=23.6 m。

爆破时一般采用不耦合装药，破裂区半径的计算公式见式（2）。

[pr=18ρeD2e（rcrb）6n] （2）

式中：rc为药卷半径，取31.5 mm；n为爆生气体碰撞岩壁产生的应力增大倍数，一般8～11，本研究取n=11。

本研究工作面超前预裂爆破采用不耦合装药方式，根据式（2），Pr=0.727 8～1.968 6 m，平均为1.099 5 m，炮眼排距应小于2Pr，因此，炮孔间距Lp=1.5 m。

4 煤柱及围岩稳定控制技术与应用效果分析

为减少悬臂结构对煤柱的影响，在131304工作面皮带顺槽对砂岩顶板进行超前深孔爆破强制放顶，炮孔布置在工作面超前30 m，，爆破循环步距取30 m，以降低对131306轨道顺槽煤柱的采动影响。同时，采用KWJG-2 久米纳矿用无机充填加固材料深孔高压注浆全断面加固煤柱、顶板和煤帮， 以改变煤柱的物理特性，提升煤柱的承载能力。为检验应用效果，在相邻的131306工作面的轨道顺槽采用“十字布点法”布置表面位移监测站，监测巷道受一次采动影响的变形情况，监测结果如图6所示。

由图6可知，切顶及注浆加固后，相邻工作面的轨道顺槽在受一次采动影响前，变形相对缓慢。受到一次采动影响后，巷道变形量急剧增大。随着与工作面距离的增大，巷道变形再次趋于稳定，达到稳定状态时，巷道顶底最大变形量为240 mm左右，两帮最大变形量为290 mm。巷道在服务周期内虽有一定的变形，但无需复修即可正常使用。研究表明，所采取切顶卸压及注浆加固技术措施可有效保证煤柱及巷道围岩稳定。

5 结论

本研究以刘庄煤矿一水平采区131304工作面为工程背景，采用试验、理论分析、数值模拟、现场实测等多种研究手段相结合的方式，对深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术进行研究，得出以下结论。

①刘庄煤矿一水平采区埋深较大，工作面原岩应力较高，煤体较为软弱，煤层顶板有厚硬砂岩，顶板相对稳定，工作面回采巷采用沿空掘巷方式布置，巷道變形较为严重。

②通过数值模拟可知，巷道受一次采动后煤柱整体塑性破坏；受二次采动影响后，煤体内积聚的应力值急剧升高，导致巷道出现严重变形。本研究结合工程实践情况，提出爆破切顶与注浆加固相结合的技术措施，确定切顶高度为23.6 m，炮孔间距为1.5 m。

③本研究采取控制技术后，对131306工作面沿空巷道变形进行监测，巷道顶底最大变形量为240 mm左右，两帮最大变形量为290 mm，无须修复可直接使用。研究表明，采取切顶卸压及注浆加固技术措施可有效保证煤柱及巷道围岩稳定，可为同类工程提供参考。

参加文献：

［1］李化敏，付凯.煤矿深部开采面临的主要技术问题及对策［J］.采矿与安全工程学报，2006，23（4）：468-471.

［2］李迎富.潘三矿深井动压回采巷道围岩稳定性分类及其支护设计［D］.淮南：安徽理工大学，2006.

［3］竹志强，李甲林，张亚奇.小煤柱大跨度巷道群预应力注浆锚索加固工程［J］.煤矿开采，2001（3）：33-35，8.

［4］罗红福，李圆鸿，周腾飞.沿空巷道预留煤柱喷、注浆加固［J］.煤，2010，19（8）：74-75，100.

［5］梅光发.锚杆锚索注浆加固联合支护技术在小煤柱沿空掘巷中的应用［J］.煤，2011，20（11）：30-31，45.

［6］陈泉建.大埋深三软煤层沿空掘巷小煤柱中空注浆锚索裸注加固技术［J］.中国煤炭，2017，43（6）：57-61，71.

［7］张文彬.综采工作面小煤柱注浆加固工艺及效果研究［J］.煤炭工程，2018，50（5）：64-67.

［8］韩晋光.注浆加固技术在小煤柱沿空掘巷中的应用研究［J］.能源与节能，2020（8）：171-173.

［9］邬爱清，柳赋铮.国标《工程岩体分级标准》的应用与进展［J］.岩石力学与工程学报， 2012， 31（8）：11-18.

收稿日期：2023-07-16

作者简介：詹新福（1977—），男，本科，中级采矿工程师，研究方向：采矿工程设计、深井支护。